Основные руды вольфрама и их обогащение. Обогащение оловянных и вольфрамовых руд и россыпей. Определяем производительность мельниц по руде по формуле

Касситерит SnO 2 – основной промышленный минерал олова, который присутствует в оловосодержащих россыпях и коренных рудах. Содержание олова в нем составляет 78,8%. Касситерит имеет плотность 6900…7100 кг/т и твердость 6…7. Основными примесями в касситерите являются железо, тантал, ниобий, а также титан, марганец, свиней, кремний, вольфрам и др. От этих примесей зависят физико-химические свойства касситерита, например, магнитная восприимчивость, и его флотационная активность.

Станнин Cu 2 S·FeS·SnS 4 - сульфидный минерал олова, хотя и является наиболее распространенным минералом после касситерита, не имеет промышленного значения, во-первых, потому, чтов нем невысокое содержание олова (27…29,5%) , во-вторых, наличие в нем сульфидов меди и железа усложняет металлургическую переработку концентратаов и, в-третьих, близость флотационных совйств станина к сульфидам затрудняет из разделение при флотации. Состав оловянных концентратов, получаемых на обогатительных фабриках, различен. Из богатых оловянных россыпей выделяются гравитационные концентраты, содержащие ло 60% олова, а шламовые концентраты, получаемые как гравитационными, так и флотационными методами могут содержать от 15 до 5% олова.

Оловосодержащие месторождения подразделяются на россыпные и коренные. Россыпные месторождения олова являются основным источником мировой добычи олова. В россыпях сосредоточено около 75% мировых запасов олова.Коренные оловянные месторождения имеют сложный вещественный состав, в зависимости от которого они подразделяются на кварц- касситеритовые, сульфидно-кварц-касситеритовые и сульфидно-касситеритовые.

Кварц-касситеритовые руды обычно являются комплексными оловянно-вольфрамовыми. Касситерит в этих рудах представлен крупно- , средне- и мелквкрапленными в кварце кристаллами (от 0,1 до 1 мм м более). В этих рудах помимо кварца и касситерита обычно присутствут полевой шпат, турмалин, слюды, вольфрамит или шеелит, и сульфиды. В сульфидно-касситеритовых рудах преобладают сульфиды - пирит, пирротин, арсенопирит, галенит, сфалерит и станин. Содержатся также минералы железа, хлорит и турмалин.

Оловянные россыпи и руды обогащаются в основном гравитационными методами с использованием отсадочных машин, концентрационных столов, винтовых сепараторов и шлюзов. Россыпи обычно значительно проще обогащаются гравитационными методами, чем руды коренных месторождений, т.к. они не требуют применения дорогостоящих процессов дробления и измельчения. Доводка черновых гравитационных концентратов осуществляется магнитными, электрическими и другими методами.

Обогащение на шлюзах применяется при крупности зерен касситерита более 0,2 мм, т.к. более мелкие зерна плохо улавливаются на шлюзах и извлечение их не превышщает 50…60%. Более эффективными аппаратами являются отсадочные машины, которые устанавливаются для первичного обогащения и позволяют извлекать до 90% касситерита. Доводка грубых концентратов осуществляется на концентрационных столах (рис. 217).

Рис.217.Схема обогащения оловянных россыпей

Первичное обогащение россыпей осуществляется также на драгах, в том числе и морских, где для промывки песков устанавливаются барабанные грохоты с отверстиями размером 6…25 мм в зависимости от распределения касситерита по классам крупности и промывистости песков. Для обогащения подрешетного продукта грохотов применяются отсадочные машины различных конструкций обычно с искусственной постелью. Устанавливаются также шлюзы. Первичные концентраты подвергаются перечистным операциям на отсадочных машинах. Доводка, как правило проводится на береговых доводочных кстановках. Извлечение касситерита из россыпей обычно составляет 90…95%.

Обогащение коренных оловянных руд, отличающихся сложностью вещественного состава и неравномерной вкрапленностью касситерита, осуществляется по более сложным многостадиальным схемама с использованием не только гравитационных методов, но и флотогравитации, флотации, магнитной сепарации.

При подготовке оловянных руд к обогащению необходимо учитывать способность касситерита к ошламованию вследствие его крупности. Более 70% потерь олова при обогащения приходится на ошламованный касситерит, который уносится со сливами гравитационных аппаратов. Поэтому измельчение оловянных руд проводится в стержневых мельницах, которые работают в замкнутом цикле с грохотами. На некоторых фабриках в голове процесса применяется обогащение в тяжелых суспензиях, что позволяет выделить в отвальные зхвосты до 30…35% минералов вмещающих пород, снизить расходы на измельчение и повысить извлечение олова.

Для выделения в голове процесса крупнозернистого косситерита применяется отсадка при крупности питания ее от 2…3 до 15…20 мм. Иногда вместо отсадочных машин при крупности материала минус 3+ 0,1 мм устанавливаются винтовые сепараторы, а при обогащении материала крупностью 2…0,1 мм применяют концентрационные столы.

Для руд с неравномерной вкрапленностью касситерита применяются многостадиальные схемы с последовательным доизмельчением не только хвостов обогащения, но и бедных концентратов и промпродуктов. В оловянной руде, которая обогащается по схеме, представленной на рис.218, касситерит имеет крупность от 0,01 до 3 мм.

Рис. 218. Схема гравитационного обогащения коренных оловянных руд

В руде присутствуют также оксиды железа, сульфиды (арсенопирит, халькопирит, пирит, станин, галенит), вольфрамит. Нерудная часть представлена кварцем, турмалином, хлоритом, серицитом и флюоритом.

Первая стадия обогащения проводится в отсадочных машинах при крупности руды 90% минус 10 мм с выделением грубого оловянного концентрата. Затем после доизмельчения хвостов первой стадии обогащения и гидравлической классификации по равнопадаемости осуществляется обогащение на концентрационных столах. Получаемый по такой схеме оловянный концентрат содержит 19…20% олова при извлечении 70…85% и направляется на доводку.

При доводке из грубых оловянных концентратов удаляются сульфидные минералы, минералы вмещающих пород, что позволяет повысить содержание олова до кондиционного.

Крупновкрапленные сульфидные минералы крупностью 2…4 мм удаляются флотогравитацией на концентрационных столах, перед которой концентраты обрабатываются серной кислотой (1,2…1,5 кг/т), ксантогенатом (0,5 кг/т) и керосином (1…2 кг/т).

Из шламов гравитационного обогащения касситерит извлекается флотацией с применением селективных реагентов- собирателей и депрессоров. Для руд сложного минерального состава, содержащих значительные количества турмалина, гидроксидов железа применение жирнокислотных собирателей позволяет получать бедные оловянные концентраты, содержащие не более 2…3% олова. Поэтому при флотации касситерита применяются такие селективные собиратели, как Аспарал – Ф или аэрозоль -22 (сукцинаматы), фосфоновые кислоты и реагент ИМ-50 (алкилгидроксамовые кислоты и их соли). Для депрессии минералов вмещающих пород применяется жидкое стекло, щавелевая кислота.

Перед флотацией касситерита производится удаление из шламов материала крупностью минус 10…15 мкм, затем из проводится флотация сульфидов, из хвостов которой при рН 5 при подаче щавелевой кислоты, жидкого стекла и реагента Аспарал- Ф (140…150 г/т), подаваемого в качестве собирателя, флотируется касситерит (рис. 219). Получаемый флотационный концентрат содержит до 12% олова при извлечении от операции до 70…75% олова.

Иногда для извлечения касситерита из шламов используются орбитальные шлюзв Бартлес – Мозли и концентраторы Бартлес – Кросбелт. Получаемые на этих аппаратах черновые концентраты, содержащие 1…2,5% олова, направляются для доводки на шламовые концентрационные столы с получением товарных шламовых оловянных концентратов.

Вольфрам в рудах представлен более широкой гаммой минералов, имеющих промышленное значение, чем олово. Из 22 вольфрамовых минералов, известных в настоящее время, основными являются четыре: вольфрамит (Fe,Mn)WO 4 (плотность 6700…7500 кг/м 3), гюбнерит MnWO 4 (плотность 7100 кг/м 3), ферберит FeWO 4 (плотность 7500 кг/м 3) и шеелит CаWO 4 (плотность 5800…6200 кг/м 3). Кроме этих минералов практическое значение имеет молибдошеелит, представляющий собой шеелит и изоморфной примесью молибдена (6…16%). Вольфрамит, гюбнерит и ферберит являются слабомагнитными минералами, в виде примесей в них содержатся магний, кальций, тантал и ниобий. Вольфрамит часто в рудах встречается вместе с касситеритом, молибденитом и сульфидными минералами.

К промышленным типам вольфрамсодержаших руд жильные кварц-вольфрамитовые и кварц-касситерито-вольфрамитовые, штокверковые, скарновые и россыпные. В месторождениях жильного типа содержаться вольфрамит, гюбнерит и шеелит, а также минералы молибдена, пирит, халькопирит, минералы олова, мышьяка, висмута и золота. В штокверковых местороджениях содержание вольфрама в 5…10 раз мешьше, чем в жильных, но они имеют большие запасы. В скарновых рудах наряду с вольфрамом, представленным в основном шеелитом, содержатся молибден и олово. Россыпные месторождения вольфрама имеют небольшие запасы, однако играют в добыче вольфрама значительную роль Промышленное содержание триоксида вольфрама в россыпях (0,03…0,1%) значительно ниже, чем в коренных рудах., ноих разработка значительно проще и эвкономически выгоднее. В этих россыпях наряду с вольфрамитом и шеелитом содержится также касситерит.

Качество вольфрамовых концентратов зависит от вещественного состава обогащаемой руды и и тех требований, которые предъявляются к ним при использовании в различных отрослях промышленности. Так для производства ферровольфрама концентрат должен содержать не менее 63% WO 3 , вольфрамито-гюбнеритовый концентрат для производства твердых сплавов должен содержать не менее 60% WO 3 . Шеелитовые концентраты обычно содержать 55% WO 3 . Основными вредными примесями в вольфрамовых концентратах являются кремнезем, фосфор, сера, мышьяк, олово, медь, свинец, сурьма и висмут.

Вольфрамовые россыпи и руды обогащаются, как и оловянные, в две стадии – первичное гравитационное обогащение и доводка черновых концентратов различными методами. При невысоком содержании триоксида вольфрама в руде (0,1…0,8%) и высокими требованиями к качеству концентратов, общая степень обогащения составляет от 300 до 600. Такая степень обогащения может быть достигнута только при сочетании различных методов, начиная с гравитационных и кончая флотацией.

Кроме того вольфрамитовые россыпи и коренные руды обычно содержат и другие тяжелые минералы (касситерит, танталит-колумбит, магнетит, сульфиды), поэтому при первичном гравитационном обогащении выделяется коллективный концентрат, содержащие от 5 до 20%WO 3 . При доводке этих коллективных концентратов получают кондиционные мономинеральные концентраты, для чего применяются флотогравитация и флотация сульфидов, магнитная сепарация магнетита и вольфрамита. Возможно также применение электрической сепарации,обогащения на концентрационных столах и даже флотация минералов смещающих пород.

Большая плотность вольфрамовых минералов позволяет эффективно применять для их извлечения гравитационные методы обогащения: в тяжелых суспензиях, на отсадочных машинах, концентрационных столах, винтовых и струйных сепараторах. При обогащении и сособенно при доводке коллективных гравитационных концентратов широко применяется сагнитная сепарация. Вольфрамит обладает магнитными свойствами и поэтому отделяется в сильномагнитном поле, например, от немагнитного касситерита.

Исходная вольфрамовая руда, также как и оловянная, дробится до крупности минус 12+ 6 мм и обогащается отсадкой, где выделяется крупновкрапленный вольфрамит и часть хвостов с отвальным содержанием триоксида вольфрама. После отсадки руда поступает на измельчение в стержневые мельницы, в которых измельчается до крупности минус 2+ 0,5 мм. Во избежание излишнего шламовобразования измельчение проводится в две стадии. После измельчения руда подвергается гидравлической классификации с выделением шламов и обогащением песковых фракций на концентрационных столах. Получаемые на столах промпродукты и хвосты доизмельчаются и направляются на концентрационные столы. Хвосты также последовательно доизмельчаются и обогащаются на концентрационных столах. Практика обогащение показывает, что извлечение вольфрамита, гюбнерита и ферберита гравитационными методами достигает 85%, в то время как шеелит, скланный к ошламованию извлекается гравитационными методами только на 55…70%.

При обогащении тонковкрапленных вольфрамитовых руд, содержащих всего 0,05…0,1% триоксида вольфрама, применяется флотация.

Особенно широко применяется флотация для извлечения шеелита из скарновых руд, в которых присутствуют кальцит, доломит, флюорит и барит, флотируемые теми же собирателями, что и шеелит.

Собирателями при флотации шеелитовых руд являются жирные кислоты типа олеиновой, которая применяется при температуре не менее 18…20°С в виде эмульсии, приготовленной в мягкой воде. Часто олеиновую кислоту перед подачей в процесс омыляют в горячем растворе кальцинированной соды при соотношении 1:2. Вместо олеиновой кислоты применяют также талловое масло, нафтеновые кислоты и т.п.

Флотацией очень трудно отделить шеелит от минералов щелочноземельных металлов, содержащих кальций, барий и оксиды железа. Шеелит, флюорит, апатит и кальцит содержат в кристаллической решетке катионы кальция, которые обеспечивают химическую сорбцию жирнокислотного собирателя. Поэтому селективная флотация этих минералов от шеелита возможнав узких пределах рН с применением таких депрессоров, как жидкое стекло, кремнефтористый натрий, сода, серная и плавиковая кислота.

Депрессирующее действие жидкого стекла при флотации кальцийсодержащих минералов олеиновой кислотой заключается в десорбции кальциевых мыл, образующихся на поверхности минералов. При этом флотируемость шеелита не изменяется, а флотируемость других кальцийсодержащих минералов резко ухудшается. Повышение температуры до 80…85°С уменьшает время контактирования пульпы с раствором жидкого стекла с 16 часов до 30…60 минут. Расход жидкого стекла составляет около 0,7 кг/т. Процесс селективной шеелитовой флотации, представленный на рис.220, с использованием процесса пропарки с жидким стеклом, называется методом Петрова.

Рис. 220. Схема флотации шеелита из вольфрамо-молибденовых руд с использованием

доводки по методу Петрова

Концентрат основной шеелитовой флотации, которая проводится при температуре 20°С в присутствии олеиновой кислоты, содержит 4…6% триоксида вольфрама и 38…45% оксида кальция в виде кальцита, флюорита и апатита. Концентрат перед пропаркой сгущается до 50…60% твердого. Пропарка осуществляется последовательно в двух чанах в 3%-ном растворе жидкого стекла при температуре 80…85°С в течение 30…60 минут. После пропарки перечистные операции проводятся при температуре 20…25°С. Получаемый шеелитовый концентрат может содержать до 63…66% триоксида вольфрама при его извлечении 82…83%.

Вольфрамовые руды в нашей стране перерабатывались на крупных ГОКах (Орловский, Лермонтовский, Тырнаузский, Приморский, Джидинский ВМК) по ставшими классическими технологическим схемам с многостадиальным измельчением и обогащением материала, разделенного на узкие классы крупности, как правило, в два цикла: первичное гравитационное обогащение и доводка черновых кон-центратов различными методами. Это объясняется низким содер-жанием вольфрама в перерабатываемых рудах (0,1-0,8 % WO3) и высокими требованиями к качеству концентра-тов. Первичное обогащение для крупновкрапленных руд (минус 12+6 мм) осуществлялось посредством отсадки, а для средне-, мелко- и тонковкрапленных руд (минус 2+0,04 мм) применялись винтовые аппараты разных модификаций и типоразмеров.

В 2001 г. прекратил свою деятельность Джидинский вольфрам-молибденовый комбинат (Бурятия, г. Закаменск), накопив после себя многомиллионное по объему песков Барун-Нарынское техногенное месторождение вольфрама. С 2011 г. это месторождение перерабатывает ЗАО «Закаменск» на модульной обогатительной фабрике.

В основу технологической схемы было заложено обогащение в две стадии на центробежных концентраторах Knelson (CVD-42 для основной операции и CVD-20 для перечистной), доизмельчение промпродуктов и флотация коллективного гравиоконцентрата с получением концентрата марки КВГФ. За время эксплуатации был отмечен ряд факторов в работе концентраторов Knelson, негативно влияющих на экономические показатели переработки песков, а именно:

Высокие эксплуатационные затраты, в т.ч. энергозатраты и стоимость запчастей, что в условиях удаленности производства от генерирующих мощностей и повышенной стоимости электроэнергии данный фактор приобретает особую важность;

Низкая степень извлечения минералов вольфрама в гравитационный концентрат (от операции около 60 %);

Сложность этого оборудования в эксплуатации: при колебаниях вещественного состава обогащаемого сырья центробежные концентраторы требуют вмешательства в процесс и оперативной настройки (изменение давления ожжижающей воды, скорости вращения обогатительной чаши), что приводит к колебаниям качественных характеристик получаемых гравитационных концентратов;

Значительная удаленность завода-изготовителя и, как следствие, долгое время ожидания запасных частей.

В поисках альтернативного метода гравитационной концентрации компанией «Спирит» были проведены лабораторные испытания технологии винтовой сепарации с использованием промышленных винтовых сепараторов СВМ-750 и СВШ-750 производства ООО ПК «Спирит». Обогащение проходило в две операции: основная и контрольная с получением трех продуктов обогащения — концентрата, промпродукта и хвостов. Все полученные в результате опыта продукты обогащения проанализированы в лаборатории ЗАО «Закаменск». Лучшие результаты представлены в табл. 1.

Таблица 1. Результаты винтовой сепарации в лабораторных условиях

Полученные данные показали возможность применения в операции первичного обогащения винтовых сепараторов вместо концентраторов Knelson.

Следующим этапом было проведение полупромышленных испытаний на действующей схеме обогащения. Была смонтирована опытная полупромышленная установка с винтовыми аппаратами СВШ-2-750, которые были установлены параллельно с концентраторами Knelson CVD-42. Обогащение проводили в одну операцию, получаемые продукты направляли далее по схеме действующей обогатительной установки, а отбор проб производили непосредственно из процесса обогащения без остановок работы оборудования. Показатели полупромышленных испытаний представлены в табл. 2.

Таблица 2. Результаты сравнительных полупромышленных испытаний винтовых аппаратов и центробежных концентраторов Knelson

Показатели	Исходное питание	Концентрат
Извлечение, %

Результаты показывают, что обогащение песков более эффективно происходит на винтовых аппаратах, чем на центробежных концентраторах. Это выражается в более низком выходе концентрата (16,87 % против 32,26 %) при увеличении извлечения (83,13 % против 67,74 %) в концентрат минералов вольфрама. При этом получается более качественный концентрат WO3 (0,9 % против 0,42%),

Основными вольфрамовыми минералами являются шеелит, гюбнерит и вольфрамит. В зависимости от вида минералов руды можно раз делить на два типа; шеелитовые и вольфрамитовые (гюбнеритовые).
Шеелитовые руды в России, а также в ряде случаев и за рубежом, обогащают флотацией. В России процесс флотации шеелитовых руд в промышленном масштабе осуществлен до второй мировой войны на Тырны-Аузской фабрике. На этой фабрике перерабатываются очень сложные молибдено-шеелитовые руды, содержащие ряд кальциевых минералов (кальцит, флюорит, апатит). Кальциевые минералы, как и шеелит, флотируют с олеиновой кислотой, депрессия кальцита и флюорита производится перемешиванием в растворе жидкого стекла без подогрева (длительное контактирование) или с подогревом, как на Тырны-Аузской фабрике. Вместо олеиновой кислоты применяют фракции таллового масла, а также кислоты из растительных масел (реагенты 708, 710 и др.) одни или в смеси с олеиновой кислотой.

Типичная схема флотации шеелитовой руды дана на рис. 38. По этой схеме удается удалить кальцит и флюорит и получить кондиционные по трехокиси вольфрама концентраты. Ho апатит все же остается в таком количестве, что содержание фосфора в концентрате выше кондиций. Избыток фосфора удаляют растворением апатита в слабой соляной кислоте. Расход кислоты зависит от содержания карбоната кальция в концентрате и составляет 0,5-5 г кислоты на тонну WO3.
При выщелачивании кислотой часть шеелита, а также повеллит, растворяют и затем высаживают из раствора в виде CaWО4 + СаМоО4 и другие примеси. Полученный грязный осадок затем перерабатывают по методу И.Н. Масленицкого.
Ввиду трудности получения кондиционного вольфрамового концентрата на многих фабриках за границей получают два продукта: богатый концентрат и бедный для гидрометаллургической перерабтки на вольфрамат кальция по методу, разработанному в Механобре И.Н. Масленицким, - выщелачивание содой в автоклаве под давлением с переводом в раствор в виде CaWО4 с последующей очисткой раствора и осаждением CaWO4. В некоторых случаях при крупновкрапленном шеелите доводку флотационных концентратов ведут на столах.
Из руд, содержащих значительное количество CaF2, извлечение шеелита за границей флотацией не освоено. Такие руды, например в Швеции, обогащают на столах. Шеелит, увлеченный с флюоритом во флотационный концентрат, затем выделяют из этого концентрата на столе.
На фабриках России шеелитовые руды обогащают флотацией, получая кондиционные концентраты.
На Тырны-Аузской фабрике из руды с содержанием 0,2% WO3 получают концентраты с содержанием 6о% WO3 при извлечении 82%. На Чорух-Дайронской фабрике при такой же по содержанию VVO3 руде получают в концентратах 72% WO3 при извлечении 78,4%; на Койташской фабрике при руде с 0,46% WO3 в концентрате получают 72,6% WO3 при извлечении WO3 85,2%; на Лянгарской фабрике в руде 0,124%, в концентратах - 72% при извлечении 81,3% WO3. Возможно дополнительное выделение бедных продуктов за счет снижения потерь в хвостах. Во всех случаях при наличии в руде сульфидов их выделяют до шеелитовой флотации.
Расход материалов и энергии иллюстрируется данными, приведенными ниже, кг/т:

Вольфрамитовые (гюбнеритовые) руды обогащают исключительно гравитационными методами. Некоторые руды с неравномерной и крупнозернистой вкрапленностью, как например, руда Букуки (Забайкалье), можно предварительно обогащать в тяжелых суспензиях, выделяя около 60% пустой породы при крупности-26+3 MM с содержанием не выше 0,03% WO3.
Однако при относительно небольшой производительности фабрик (не больше 1000 т/сутки) первую стадию обогащения производят в отсадочных машинах, обычно начиная с крупности около 10 мм при крупновкрапленных рудах. В новых современных схемах используют, кроме отсадочных машин и столов, винтовые сепараторы Гэмфри, заменяя ими часть столов.
Прогрессивная схема обогащения вольфрамовых руд дана на рис. 39.
Доводка вольфрамовых концентратов зависит от их состава.

Сульфиды из концентратов тоньше 2 мм выделяют флотогравитацией: концентраты после перемешивания с кислотой и флотореагентами (ксантат, масла) направляют на концентрационный стол; полученный CO стола концентрат сушат и подвергают магнитной сепарации. Крупнозернистый концентрат предварительно додрабливают. Сульфиды из мелких концентратов со шламовых столов выделяют пенной флотацией.
Если сульфидов много, их целесообразно выделять из слива гидроциклонов (или классификатора) до обогащения на столах. Это улучшит условия выделения вольфрамита на столах и при операциях доводки концентратов.
Обычно грубые концентраты до доводки содержат около 30% WO3 при извлечении до 85%. Для иллюстрации в табл. 86 приведены некоторые данные по фабрикам.

При гравитационном обогащении вольфрамитовых руд (гюбнеритовых, ферберитовых) из шламов тоньше 50 мк извлечение очень низкое и потери в шламовой части значительные (10-15% от содержания в руде).
Из шламов флотацией с жирными кислотами при pH=10 можно дополнительно извлечь WO3 в бедные продукты, содержащие 7- 15% WO3. Эти продукты пригодны для гидрометаллургической переработки.
Вольфрамитовые (гюбнеритовые) руды содержат некоторое количество цветных, редких и благородных металлов. Часть из них переходит при гравитационном обогащении в гравитационные концентраты и переводится в хвосты доводки. Из сульфидных хвостов доводки, как и из шламов, можно выделить селективной флотацией молибденовые, висмуто-свинцовые, свинцово-медно-серебряные, цинковые (в них кадмий, индий) и пиритные концентраты, а дополнительно выделить и вольфрамовый продукт.

25.11.2019

В каждой отрасли, где происходит производство жидкой или вязкой продукции: в фармацевтическом деле, в косметической отрасли, в пищевом и химическом секторах – везде...

25.11.2019

На сегодняшний день обогрев зеркал является новой опцией, позволяющей сохранить чистую поверхность зеркала от горячего пара после приёма водных процедур. Благодаря...

25.11.2019

Штрих код является графическим символом, изображающим чередование полосок чёрного и белого цвета либо других геометрических фигур. Его наносят в составе маркировки...

25.11.2019

О том, как грамотно выбирать топку для камина, задумываются многие хозяева загородных жилых имений, которые хотят создать в своём доме максимально уютную обстановку,...

25.11.2019

И в любительском, и в профессиональном строительстве весьма востребованными являются профильные трубы. С их помощью сооружают способные выдерживать большие нагрузки...

24.11.2019

Спецобувь - часть экипировки рабочего, предназначенная для защиты ног от холода, высоких температур, химикатов, механических повреждений, электричества и т. д....

24.11.2019

Все мы привыкли, выходя из дома, обязательно смотреть в зеркало, чтобы проверить свой внешний вид и лишний раз улыбнуться своему отражению....

23.11.2019

Испокон веков главными делами женщин по всему свету являлись стирка, уборка, приготовление еды и всевозможные действа, способствующие организации уюта в доме. Однако, то...

Изобретение относится к способу комплексной переработки хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд. Способ включает их классификацию на мелкую и крупную фракции, винтовую сепарацию мелкой фракции с получением вольфрамового продукта и его перечистку. При этом перечистку проводят на винтовом сепараторе с получением чернового вольфрамового концентрата, который подвергают доводке на концентрационных столах с получением гравитационного вольфрамового концентрата, который подвергают флотации с получением высокосортного кондиционного вольфрамового концентрата и сульфидсодержащего продукта. Хвосты винтового сепаратора и концентрационного стола объединяют и подвергают сгущению. При этом полученный после сгущения слив подают на классификацию хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд, а сгущенный продукт подвергают обогащению на винтовом сепараторе с получением вторичных отвальных хвостов и вольфрамового продукта, который отправляют на перечистку. Техническим результатом является повышение глубины переработки хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд. 1 з.п. ф-лы, 1 табл., 1 ил.

Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых и может быть использовано при переработке хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд.

При переработке вольфрамсодержащих руд, как и хвостов их обогащения, используют гравитационные, флотационные, магнитные, а также электростатические, гидрометаллургические и другие способы (см., например, Берт P.O., при участии К.Миллза. Технология гравитационного обогащения. Пер. с англ. - М.: Недра, 1990). Так, для предварительной концентрации полезных компонентов (минерального сырья) применяются фотометрическая и люмометрическая сортировка (например, обогатительные фабрики «Маунт Карбайн», «Кинг Айленд»), обогащение в тяжелых средах (например, португальская фабрика «Панаскуера» и английская фабрика «Хемердан»), отсадка (в особенности бедного сырья), магнитная сепарация в слабомагнитном поле (например, для выделения пирита, пирротина) или высокоинтенсивная магнитная сепарация (для разделения вольфрамита и касситерита).

Для переработки вольфрамсодержащих шламов известно использование флотации, в частности вольфрамита в КНР и на канадской фабрике «Маунт Плисад», причем на некоторых фабриках флотация полностью заменила гравитационное обогащение (например, фабрики «Йокберг», Швеция и «Миттерсил», Австрия).

Известно также использование винтовых сепараторов и винтовых шлюзов для обогащения вольфрамсодержащих руд, старых отвалов, лежалых хвостов, шламов.

Так, например, при переработке старых отвалов вольфрамовой руды на фабрике «Чердояк» (Казахстан) исходный отвальный материал после дробления и измельчения до крупности - 3 мм подвергался обогащению на отсадочных машинах, подрешетный продукт которых перечищался затем на концентрационном столе. Технологическая схема включала также обогащение на винтовых сепараторах, на которых извлекалось 75-77% WO 3 при выходе продуктов обогащения 25-30%. Винтовая сепарация позволила повысить извлечение WO 3 на 3-4% (см., например, Аникин М.Ф., Иванов В.Д., Певзнер М.Л. «Винтовые сепараторы для обогащения руд», Москва, изд-во «Недра», 1970 г., 132 с.).

Недостатками технологической схемы переработки старых отвалов являются высокая нагрузка в голове процесса на операцию отсадки, недостаточно высокое извлечение WO 3 и значительный выход продуктов обогащения.

Известен способ попутного получения вольфрамового концентрата путем переработки хвостов молибденитовой флотации (фабрика «Клаймакс молибденум», Канада). Хвосты, содержащие вольфрам, разделяют с помощью винтовой сепарации на отвальные по вольфраму шламы (легкая фракция), первичный вольфрамит - касситеритовый концентрат. Последний подвергают гидроциклонированию и слив шламов направляют в отвальные хвосты, а песковую фракцию - на флотационное выделение пиритного концентрата с содержанием 50% S (сульфидов) и вывод его в отвальные хвосты. Камерный продукт сульфидной флотации перечищают с помощью винтовой сепарации и/или конусов с получением отвальных пиритсодержащих хвостов и вольфрамит-касситеритового концентрата, который подвергают обработке на концентрационных столах. При этом получают вольфрамит-касситеритовый концентрат и отвальные хвосты. Черновой концентрат после обезвоживания перечищают последовательно путем очистки его от железа с помощью магнитной сепарации, флотационного удаления из него монацита (флотация фосфатов) и затем обезвоживают, сушат, классифицируют и разделяют с помощью стадийной магнитной сепарации на концентрат с содержанием 65% WO 3 после I стадии и 68% WO 3 после II стадии. Также получают немагнитный продукт - оловянный (касситеритовый) концентрат с содержанием ~35% олова.

Этому способу переработки свойственны недостатки - сложность и многостадийность, а также высокая энергоемкость.

Известен способ доизвлечения вольфрама из хвостов гравитационного обогащения (фабрика «Боулдер», США). Хвосты гравитационного обогащения доизмельчают, обесшламливают в классификаторе, пески которого разделяют на гидравлических классификаторах. Полученные классы обогащают раздельно на концентрационных столах. Крупнозернистые хвосты возвращают в цикл измельчения, а тонкие хвосты сгущают и повторно обогащают на шламовых столах с получением готового концентрата, промпродукта, поступающего на доизмельчение, и хвостов, направляемых на флотацию. Концентрат основной флотации подвергают одной перечистке. В исходной руде содержится 0,3-0,5% WO 3 ; извлечение вольфрама достигает 97%, причем около 70% вольфрама извлекается флотацией. Однако содержание вольфрама во флотационном концентрате низкое (около 10% WO 3) (см., Полькин С.И., Адамов Э.В. Обогащение руд цветных металлов. Учебник для вузов. М., Недра, 1983, 213 с.)

Недостатками технологической схемы переработки хвостов гравитационного обогащения являются высокая нагрузка в голове процесса на операцию обогащения на концентрационных столах, многооперационность, низкое качество получаемого концентрата.

Известен способ обработки шеелитсодержащих хвостов с целью удаления из них опасных материалов и переработки неопасных и рудных минералов с помощью улучшенного процесса разделения (сепарации) (KR 20030089109, СНАЕ et al., 21.11.2003). Способ включает стадии гомогенизирующего смешивания шеелитсодержащих хвостов, введение пульпы в реактор, «фильтрацию» пульпы с помощью грохота для удаления различных инородных материалов, последующее разделение пульпы путем винтовой сепарации, сгущение и дегидратацию нерудных минералов с получением кека, сушку кека в роторной сушилке, дробление сухого кека с использованием молотковой дробилки, работающей в замкнутом цикле с грохотом, разделение дробленых минералов с помощью «микронного» сепаратора на фракции мелких и грубых зерен (гранул), а также магнитную сепарацию грубозернистой фракции с получением магнитных минералов и немагнитной фракции, содержащей шеелит. Недостатком этого способа являются многооперационность, использование энергоемкой сушки влажного кека.

Известен способ доизвлечения вольфрама из отвальных хвостов обогатительной фабрики рудника Ингички (см. А.Б.Ежков, Х.Т.Шарипов, К.Л.Бельков «Вовлечение в переработку лежалых вольфрамсодержащих хвостов Ингичкинского рудника». Тезисы докладов III Конгресса обогатителей стран СНГ, т.1, МИСиС, М., 2001). Способ включает приготовление пульпы и ее дешламацию в гидроциклоне (удаления класса - 0,05 мм), последующее разделение обесшламленной пульпы на конусном сепараторе, двухстадийную перечистку концентрата конусного сепаратора на концентрационных столах с получением концентрата, содержащего 20,6% WO 3 , при среднем извлечении 29,06%. Недостатками этого способа являются низкое качество получаемого концентрата и недостаточно высокое извлечение WO 3 .

Описаны результаты исследований по гравитационному обогащению хвостов Ингичкинской обогатительной фабрики (см. С.В.Руднев, В.А.Потапов, Н.В.Салихова, А.А.Канцель «Исследования по выбору оптимальной технологической схемы гравитационного обогащения техногенных образований Ингичкинской обогатительной фабрики» // Горный вестник Узбекистана, 2008, №3).

Наиболее близким к патентуемому техническому решению является способ извлечения вольфрама из лежалых хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд (Артемова О.С. Разработка технологии извлечения вольфрама из лежалых хвостов Джидинского ВМК. Автореферат дисс. кандидата технических наук, Иркутский государственный технический университет, Иркутск, 2004 г. - прототип).

Технология извлечения вольфрама из лежалых хвостов по этому способу включает операции получения черновых вольфрамсодержащих концентрата и промпродукта, золотосодержащего продукта и вторичных отвальных хвостов с помощью гравитационных методов мокрого обогащения - винтовой и центробежной сепарации - и последующей доводки полученных черновых концентрата и промпродукта с помощью гравитационного (центробежного) обогащения и магнитной сепарации с получением кондиционного вольфрамового концентрата с содержанием 62,7% WO 3 при извлечении 49,9% WO 3 .

Согласно этому способу лежалые хвосты подвергаются первичной классификации с выделением 44,5% масс. во вторичные отвальные хвосты в виде фракции +3 мм. Фракцию хвостов крупностью -3 мм разделяют на классы -0,5 и +0,5 мм и из последнего с помощью винтовой сепарации получают грубый концентрат и хвосты. Фракцию -0,5 мм разделяют на классы -0,1 и +0,1 мм. Из класса +0,1 мм с помощью центробежной сепарации выделяют грубый концентрат, который, как и грубый концентрат винтовой сепарации, подвергают центробежной сепарации с получением чернового вольфрамового концентрата и золотосодержащего продукта. Хвосты винтовой и центробежной сепарации доизмельчают до -0,1 мм в замкнутом цикле с классификацией и затем разделяют на классы -0,1+0,02 и -0,02 мм. Класс -0,02 мм выводят из процесса как вторичные отвальные хвосты. Класс -0,1+0,02 мм обогащают путем центробежной сепарации с получением вторичных отвальных хвостов и вольфрамового промпродукта, направляемого на доводку магнитной сепарацией вместе с концентратом центробежной сепарации, доизмельченным до крупности -0,1 мм. При этом получают вольфрамовый концентрат (магнитная фракция) и промпродукт (немагнитная фракция). Последний подвергается магнитной сепарации II с выделением немагнитной фракции во вторичные отвальные хвосты и вольфрамового концентрата (магнитная фракция), который обогащают последовательно путем центробежной, магнитной и вновь центробежной сепарации с получением кондиционного вольфрамового концентрата с содержанием 62,7% WO 3 при выходе 0,14% и извлечении 49,9%. При этом хвосты центробежных сепараций и немагнитная фракция направляются во вторичные отвальные хвосты, суммарный выход которых на стадии доводки чернового вольфрамового концентрата составляет 3,28% при содержании в них 2,1% WO 3 .

Недостатками этого способа являются многооперационность технологического процесса, включающего 6 операций классификации, 2 операции доизмельчения, а также 5 операций центробежной и 3 операции магнитной сепарации с использованием сравнительно дорогостоящих аппаратов. При этом доводка чернового вольфрамового концентрата до кондиционного связана с получением вторичных отвальных хвостов со сравнительно высоким содержанием в них вольфрама (2,1% WO 3).

Задача настоящего изобретения состоит в усовершенствовании способа переработки хвостов обогащения, в том числе лежалых отвальных хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд, в получении высокосортного вольфрамового концентрата и попутно сульфидсодержащего продукта при уменьшении содержания вольфрама во вторичных отвальных хвостах.

Патентуемый способ комплексной переработки хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд включает классификацию хвостов на мелкую и крупную фракции, винтовую сепарацию мелкой фракции с получением вольфрамового продукта, перечистку вольфрамового продукта, и доводку с получением высокосортного вольфрамового концентрата, сульфидсодержащего продукта и вторичных отвальных хвостов.

Способ отличается тем, что полученный вольфрамовый продукт подвергают перечистке на винтовом сепараторе с получением чернового концентрата и хвостов, черновой концентрат подвергают доводке на концентрационных столах с получением гравитационного вольфрамового концентрата и хвостов. Хвосты концентрационного стола и винтового сепаратора перечистки объединяют и подвергают сгущению, далее слив сгущения подают на стадию классификации в голову технологической схемы, а сгущенный продукт подвергают обогащению на винтовом сепараторе с получением вторичных отвальных хвостов и вольфрамового продукта, который направляют на перечистку. Гравитационный вольфрамовый концентрат подвергают флотации с получением высокосортного кондиционного вольфрамового концентрата (62% WO 3) и сульфидсодержащего продукта, который перерабатывают известными способами.

Способ может характеризоваться тем, что хвосты классифицируют на фракции, преимущественно крупностью +8 мм и -8 мм.

Технический результат патентуемого способа состоит в повышении глубины переработки при сокращении количества технологических операций и нагрузки на них вследствие выделения в голове процесса основной массы исходных хвостов (более 90%) во вторичные отвальные хвосты, с использованием более простой по устройству и эксплуатации энергосберегающей технологии винтовой сепарации. Это позволяет резко снизить нагрузку на последующие обогатительные операции, а также капитальные затраты и эксплуатационные издержки, что обеспечивает оптимизацию процесса обогащения.

Эффективность патентуемого способа показана на примере комплексной переработки хвостов Ингичкинской обогатительной фабрики (см. чертеж).

Переработку начинают с классификации хвостов на мелкую и крупную фракции с выделением вторичных отвальных хвостов в виде крупной фракции. Мелкую фракцию хвостов подвергают винтовой сепарации с выделением в голове технологического процесса во вторичные отвальные хвосты основной массы исходных хвостов (более 90%). Это позволяет соответственно резко снизить нагрузку на последующие операции, капитальные затраты и эксплуатационные издержки.

Полученный вольфрамовый продукт подвергают перечистке на винтовом сепараторе с получением чернового концентрата и хвостов. Черновой концентрат подвергают доводке на концентрационных столах с получением гравитационного вольфрамового концентрата и хвостов.

Хвосты концентрационного стола и винтового сепаратора перечистки объединяют и подвергают сгущению, например, в сгустителе, механическом классификаторе, гидроциклоне и других аппаратах. Слив сгущения подают на стадию классификации в голову технологической схемы, а сгущенный продукт подвергают обогащению на винтовом сепараторе с получением вторичных отвальных хвостов и вольфрамового продукта, который направляют на перечистку.

Гравитационный вольфрамовый концентрат доводят с помощью флотации до высокосортного кондиционного вольфрамового концентрата (62% WO 3) с получением при этом сульфидсодержащего продукта.

Таким образом, из вольфрамсодержащих хвостов выделяют высокосортный (62% WO 3) кондиционный вольфрамовый концентрат при достижении сравнительно высокого извлечения WO 3 , составляющего ~49% и сравнительно низкого содержания вольфрама (0,04% WO 3) во вторичных отвальных хвостах.

Полученный сульфидсодержащий продукт перерабатывают известным способом, например, используют для получения серной кислоты и серы, а также применяют в качестве корректирующей добавки при производстве цементов.

Высокосортный кондиционный вольфрамовый концентрат является высоколиквидным товарным продуктом.

Как следует из результатов осуществления патентуемого способа на примере лежалых отвальных хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд Ингичкинской обогатительной фабрики, показана его эффективность по сравнению со способом-прототипом (см. таблицу). Обеспечивается дополнительное получение сульфидсодержащего продукта, сокращение объема свежей потребляемой воды за счет создания водооборота. Создается возможность переработки существенно более бедных хвостов (0,09% WO 3), значительное снижение содержания вольфрама во вторичных отвальных хвостах (до 0,04% WO 3). Кроме того, снижено число технологических операций и уменьшена нагрузка на большинство из них вследствие выделения в голове технологического процесса основной массы исходных хвостов (более 90%) во вторичные отвальные хвосты, с использованием более простой и менее энергоемкой технологии винтовой сепарации, что позволяет снизить капитальные затраты на приобретение оборудования и эксплуатационные издержки.

1. Способ комплексной переработки хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд, включающий их классификацию на мелкую и крупную фракции, винтовую сепарацию мелкой фракции с получением вольфрамового продукта, его перечистку и доводку с получением высокосортного вольфрамового концентрата, сульфидсодержащего продукта и вторичных отвальных хвостов, отличающийся тем, что полученный после винтовой сепарации вольфрамовый продукт подвергают перечистке на винтовом сепараторе с получением чернового вольфрамового концентрата, полученный черновой вольфрамовый концентрат подвергают доводке на концентрационных столах с получением гравитационного вольфрамового концентрата, который подвергают флотации с получением высокосортного кондиционного вольфрамового концентрата и сульфидсодержащего продукта, хвосты винтового сепаратора и концентрационного стола объединяют и подвергают сгущению, полученный после сгущения слив подают на классификацию хвостов обогащения вольфрамсодержащих руд, а сгущенный продукт подвергают обогащению на винтовом сепараторе с получением вторичных отвальных хвостов и вольфрамового продукта, который отправляют на перечистку.

Вольфрамовые минералы, руды и концентраты

Вольфрам - малораспространенный элемент, среднее его содержание в земной коре Ю-4 % (по массе). Известно око­ло 15 минералов вольфрама, однако практическое значение имеют только минералы группы вольфрамита и шеелит.

Вольфрамит (Fe, Mn)WO4 представляет собой изоморфную смесь (твердый раствор) вольфраматов железа и марганца. Если в минерале вольфрамата железа более 80 %, минерал называют ферберитом, в случае преобладания вольфрамата марганца (более 80%) - гюбнеритом. Смеси, лежащие по со­ставу между этими пределами, называют вольфрамитами. Ми­нералы группы вольфрамита окрашены в черный или коричне­вый цвет и обладают высокой плотностыо(7Д-7,9 г/см3) и твердостью 5-5,5 по минералогической шкале. В минерале содержится 76,3-76,8 % W03. Вольфрамит слабомагнитен.

Шеелит CaWOA - вольфрамат кальция. Цвет минерала - бе­лый, серый, желтый, бурый. Плотность 5,9-6,1 г/см3, твер­дость по минералогической шкале 4,5-5. Шеелит часто со­держит изоморфную примесь повеллита - СаМо04. При облуче­нии ультрафиолетовыми лучами шеелит флюоресцирует сине - голубым светом. При содержании молибдена более 1 % флюо­ресценция приобретает желтую окраску. Шеелит немагнитен.

Вольфрамовые руды обычно бедны вольфрамом. Минимальное содержание W03 в рудах, при которых рентабельна их экс­плуатация, в настоящее время составляет 0,14-0,15 % для крупных и 0,4-0,5% для мелких месторождений.

Вместе с минералами вольфрама в рудах встречаются мо­либденит, касситерит, пирит, арсенопирит, халькопирит, танталит или колумбит и др.

По минералогическому составу различают два типа мес­торождений - вольфрамитовые и шеелитовые, а по форме руд­ных образований - жильный и контактовый типы.

В жильных месторождениях вольфрамовые минералы большей частью залегают в кварцевых жилах небольшой мощности (0,3-1 м). Контактовый тип месторождений связан с зонами контакта гранитных пород с известняками. Для них харак­терны залежи шеелитоносного скарна (скарны - окварцован - ные известняки). К рудам скарнового типа относится круп­нейшее в СССР Тырны-Аузское месторождение на Северном Кавказе. При выветривании жильных месторождений вольфра­мит и шеелит накапливаются, образуя россыпи. В последних вольфрамит часто сочетается с касситеритом.

Вольфрамовые руды обогащают, получая стандратные кон­центраты, содержащие 55-65 % W03. Высокой степени обога­щения вольфрамитовых руд достигают, применяя различные методы: гравитацию, флотацию, магнитную и электростати­ческую сепарацию.

При обогащении шеелитовых руд используют гравитацион­но-флотационные или чисто флотационные схемы.

Извлечение вольфрама в кондиционные концентраты при обогащении вольфрамовых руд колеблется от 65-70 % до 85-90 %.

При обогащении сложных по составу или труднообогатимых руд иногда экономически выгодно выводить из цикла обога­щения промпродукты с содержанием 10-20 % W03 на химичес­кую (гидрометаллургическую) переработку, в результате ко­торой получают "искусственный шеелит" или технический триоксид вольфрама. Подобные комбинированные схемы обес­печивают высокое извлечение вольфрама из руд.

Государственный стандарт(ГОСТ 213-73) предусматривает содержание W03 в вольфрамовых концентратах 1-го сорта не ниже 65 %, 2-го сорта - не ниже 60 %. В них лимитируется содержание примесей Р, S, As, Sn, Си, Pb, Sb, Ві в пре­делах от сотых долей процента до 1,0 % в зависимости от сорта и назначения концентрата.

Разведанные запасы вольфрама по состоянию на 1981 г. оцениваются в 2903 тыс. т, из них в КНР 1360 тыс. т. Значи­тельными запасами обладают СССР, Канада, Австралия, США, Южная и Северная Корея, Боливия, Бразилия, Португалия. Производство вольфрамовых концентратов в капиталистичес­ких и развивающихся странах в период 1971 - 1985 гг. ко­лебалось в пределах 20 - 25 тыс. т (по содержанию ме­талла).

Способы переработки вольфрамовых концентратов

Основной продукт непосредственной переработки вольфра­мовых концентратов (помимо ферровольфрама, выплавляемого для нужд черной металлургии) - триоксид вольфрама. Он служит исходным материалом для вольфрама и карбида вольфрама - главной составляющей твердых сплавов.

Производственные схемы переработки вольфрамовых кон­центратов подразделяют на две группы в зависимости от принятого способа разложения:

Вольфрамовые концентраты спекают с содой или обра­батывают водными растворами соды в автоклавах. Вольфрами - товые концентраты иногда разлагают водными растворами ги - дроксида натрия.

Концентраты разлагают кислотами.

В тех случаях, когда для разложения применяют щелочные реагенты, получают растворы вольфрамата натрия, из кото­рых после очистки от примесей производят конечные проду­кты - паравольфрамат аммония (ПВА) или вольфрамовую кис­лоту. 24

При разложении концентрата кислотами получают осадки технической вольфрамовой кислоты, которую в последующих операциях очищают от примесей.

Разложение вольфрамовых концентратов. щелочными реагентами Спекание с Na2C03

Спекание вольфрамита с Na2C03. Взаимодействие вольфрамита с содой в присутствии кислоро­да активно протекает при 800-900 С и описывается следую­щими реакциями: 2FeW04 + 2Na2C03 + l/202 = 2Na2W04 + Fe203 + 2C02; (l) 3MnW04 + 3Na2C03 + l/202 = 3Na2W04 + Mn304 + 3C02. (2)

Эти реакции протекают с большой убылью энергии Гиббса и практически необратимы. При соотношении в вольфрамите FeO:MnO = i:i AG°1001C = -260 кДж/моль. При избытке Na2C03 в шихте 10-15 % сверх стехиометрического количества достигается полное разложение концентрата. Для ускорения окисления железа и марганца в шихту иногда вводят 1-4 % селитры.

Спекание вольфрамита с Na2C03 на отечественных пред­приятиях проводят в трубчатых вращающихся печах, футеро­ванных шамотным кирпичом. Во избежание расплавления шихты и образования настылей (наростов) в зонах печи с более низкой температурой в шихту добавляют хвосты от выщелачи­вания спеков (содержащих оксиды железа и марганца), сни­жая содержание в ней W03 до 20-22 %.

Печь длиной 20 м и внешним диаметром 2,2 м при скоро­сти вращения 0,4 об/мин и угле наклона 3 имеет произво­дительность 25 т/сут по шихте.

Составляющие шихты (измельченный концентрат, Na2C03, селитра) с помощью автоматических весов подаются из бун­керов в шнековый смеситель. Шихта- поступает в бункер печи, из которого подается в печь. Куски спека по выходе из печи проходят дробильные валки и мельницу мокрого раз­мола, из которой пульпу направляют в выше лачиватель (рис.1).

Спекание шеелита с Na2C03. При темпе­ратурах 800-900 С взаимодействие шеелита с Na2C03 может протекать, по двум реакциям:

CaW04 + Na2CQ3 Na2W04 + СаС03; (1.3)

CaW04 + Na2C03 *=*■ Na2W04 + CaO + C02. (1.4)

Обе реакции иду г с относительно небольшим изменением энергии Гиббса.

Реакция (1.4) протекает в заметной степени выше 850 С, когда наблюдается разложение СаС03. Присутствие оксида кальция в спеке приводит при выщелачивании спека водой к образованию малорастворимого вольфрамата кальция, что снижает извлечение вольфрама в раствор:

Na2W04 + Са(ОН)2 = CaW04 + 2NaOH. (1.5)

При большом избытке Na2C03 в шихте эта реакция в зна­чительной мере подавляется взаимодействием Na2C04 с Са(ОН)2 с образованием СаС03.

Для снижения расхода Na2C03 и предотвращения образова­ния свободного оксида кальция в шихту добавляют кварцевый песок для связывания оксида кальция в труднорасворимые силикаты:

2CaW04 + 2Na2C03 + Si02 = 2Na2W04 + Ca2Si04 + 2C02;(l.6) AG°100IC = -106,5 кДж.

Все же и в этом случае для обеспечения высокой степени извлечения вольфрама в раствор приходится вводить в шихту значительный избыток Na2C03 (50-100% от стехиометричес - кого количества).

Спекание шихты шеелитового концентрата с Na2C03 и ква­рцевым песком проводят в барабанных печах, как выше опи­сано для вольфрамита при 850-900 °С. Для предотвращения плавления в шихту добавляют отвалы выщелачивания (содер­жащие в основном силикат кальция) из расчета снижения со­держания W03 до 20-22%.

Выщелачивание содовых спеко в. При выщелачивании спеков водой в раствор переходят вольф­рамат натрия и растворимые соли примесей (Na2Si03, Na2HP04, Na2HAs04, Na2Mo04, Na2S04), а также избыток Na2C03. Выщелачивание ведут при 80-90 °С в стальных реак­торах с механическим перемешиванием, работающих в иерио-

Концентратов с содой:

Элеватор, подающий концентрат в мельницу; 2 - шаровая мельница, работаю­щая в замкнутом цикле с воздушным сепаратором; 3 - шнек; 4 - воздушный сепа­ратор; 5 - рукавный фильтр; 6 - автоматические весовые дозаторы; 7 - транс­портирующий шнек; 8 - шнековый смеситель; 9 - бункер шихты; 10 - питатель;

Барабанная печь; 12 - валковая дробилка; 13 - стержневая мельница- выщелачиватель; 14 - реактор с мешалкой

Дическом режиме, или барабанных вращающихся выщелачивате- лях непрерывного действия. Последние заполняют дробящими стержнями для измельчения кусков спека.

Извлечение вольфрама из спека в раствор составляет 98-99 %. Крепкие растворы содержат 150-200 г/л W03.

Автоклави о-с одовый способ разложения вольфрамовых концентратов

Автоклавно-содовый способ предложен и разработан в СССР1 применительно к переработке шеелитовых концентратов и промпродуктов. В настоящее время способ применяют на ряде отечественных заводов и в зарубежных странах.

Разложение шеелита растворами Na2C03 основано на обменной реакции

CaW04CrB)+Na2C03(pacTB)^Na2W04(pacTB)+CaC03(TB). (1.7)

При 200-225 °С и соответствующем избытке Na2C03, зави­сящем от состава концентрата, разложение протекает с до­статочной скоростью и полнотой. Концентрационные констан­ты равновесия реакции (1.7) имеют небольшую величину, возрастают с температурой и зависят от содового эквива­лента (т. е. количества молей Na2C03, приходящихся на 1 моль CaW04).

При содовом эквиваленте, равном 1 и 2 при 225 С, кон­станта равновесия (Кс = С /С cq) равна 1,56 и

0,99 соответственно. Из этого следует, что при 225 С ми­нимально необходимый содовый эквивалент равен 2 (т. е. из­быток Na2C03 равен 100 %). Реальный избыток Na2C03 выше, так как с приближением к равновесию скорость процесса за­медляется. Для шеелитовых концентратов с содержанием 45-55 % W03 при 225 С необходим содовый эквивалент 2,6-3. Для промпродуктов, содержащих 15-20 % W03, тре­буется 4-4,5 моля Na2C03 на 1 моль CaW04.

Образующиеся на частицах шеелита пленки СаС03 пористые и до толщины 0,1-0,13 мм не обнаружено их влияние на ско­рость разложения шеелита растворами Na2C03. При интенсив­ном перемешивании скорость процесса определяется скоро­стью химической стадии, что подтверждается высоким значе­нием кажущейся энергии активации Е = 75+84 кДж/моль. Однако в случае недостаточной скорости перемешивания (что

Имеет место в горизонтальных вращающихся автоклавах) реа­лизуется промежуточный режим: скорость процесса опреде­ляется и скоростью подвода реагента к поверхности, и ско­ростью химического взаимодействия.

0,2 0,3 0, it 0,5 0,5 0,7 0,8 Ш гЩУШгС031

Как видно из рис.2, удельная скорость реакции умень­шается примерно обратно пропорционально возрастанию отно­шения молярных концентраций Na2W04:Na2C03 в растворе. Это

Ряс. 2. Зависимость удельной ско­рости разложения шеелита раство­ром соды в автоклаве j от моляр­ного отношения концентраций Na2W04/Na2C03 в растворе при

Обусловливает необходимость существенного избытка Na2C03 против минимально необходимого, определяемого значением константы равновесия. Для снижения расхода Na2C03 прово­дят двухстадийное противоточное выщелачивание. В этом случае хвосты после первого выщелачивания, в которых мало вольфрама (15-20 % от исходного), обрабатывают свежим ра­створом, содержащим большой избыток Na2C03. Получаемый раствор, являющийся оборотным, поступает на первую стадию выщелачивания.

Разложение растворами Na2C03 в автоклавах применяют также для вольфрамитовых концентратов, однако реакция в этом случае протекает сложней, так как сопровождается ги­дролитическим разложением карбоната железа (карбонат мар­ганца гидролизуется лишь частично). Разложение вольфрами­та при 200-225 °С можно представить следующими реакциями:

MnW04(TB)+Na2C03(paCT)^MiiC03(TB)+Na2W04(paCTB); (1.8)

FeW04(TB)+NaC03(pacT)*=iFeC03(TB)+Na2W04(paCTB); (1.9)

FeC03 + HjO^FeO + Н2С03; (1.10)

Na2C03 + H2C03 = 2NaHC03. (l. ll)

Образующийся оксид железа FeO при 200-225 °С претерпе­вает превращение по реакции:

3FeO + Н20 = Fe304 + Н2.

Образование гидрокарбоната натрия ведет к снижению ко­нцентрации Na2C03 в растворе и требует большого избытка реагента.

Для достижения удовлетворительных показателей разложе­ния вольфрамитовых концентратов необходимо тонкое их из­мельчение и увеличение расхода Na2C03 до 3,5-4,5 г-экв в зависимости от состава концентрата. Более трудно разла­гаются высокомарганцовистые вольфрамиты.

Добавление в автоклавную пульпу NaOH или СаО (что при­водит к каустификации Na2C03) позволяет улучшить степень разложения.

Скорость разложения вольфрамита можно увеличить введением в автоклавную пульпу кислорода (воздуха), окисляющего Fe (II) и Mil (II), что приводит к разрушению кристаллической решетки минерала на реагирующей поверхности.

Вторичный пар

Ряс. 3. Автоклавная установка с горизонтально вращающимся автоклавом: 1 - автоклав; 2 - загрузочная труба для пульпы (по ней же вводится пар); 3 - пульповый насос; 4 - манометр; 5 - реактор-подогреватель пульпы; 6 - самоис­паритель; 7 - каплеотделитель; 8 - ввод пульпы в самоиспаритель; 9 - отбой­ник из броневой стали; 10 - труба для отвода пульпы; 11 - сборник пульпы

Выщелачивание проводят в стальных горизонтальных вра­щающихся автоклавах с обогревом острым паром (рис.3) и вертикальных автоклавах непрерывного действия с перемеши­ванием пульпы барботажным паром. Примерный режим процес­са: температура 225 давление в автоклаве ~2,5 Мпа, отношение Т:Ж=1:(3,5*4), продолжительность на каждой ста­дии 2-4 ч.

На рис.4 приведена схема батареи автоклавов. Исходная автоклавная пульпа, подогретая паром до 80-100 °С, по­дается насосом в автоклавы, в которых нагревается до

Вторичный пар

Рве. 4. Схема автоклавной установки непрерывного действия: 1 - реактор для подогрева исходной пульпы; 2 - поршневой насос; 3 - автокла вы; 4 - дроссель; 5 - самоиспаритель; 6 - сборник пульпы

200-225 °С острым паром. При непрерывном режиме работы давление в автоклаве поддерживается путем выпуска пульпы через дроссель (калиброванную шайбу из твердого сплава). Пульпа поступает в самоиспаритель - сосуд, находящийся под давлением 0,15-0,2 МПа, где происходит быстрое охлаж­дение пульпы вследствие интенсивного испарения. Преимуще­ства автоклавно-содового разложения шеелитовых концентра­тов перед спеканием состоят в исключении печного процесса и несколько меньшем содержании примесей в вольфрамахных растворах (особенно фосфора и мышьяка).

К недостаткам способа следует отнести большой расход Na2C03. Высокая концентрация избыточной Na2C03 (80-120 г/л) влечет за собой повышенный расход кислот на нейтрализацию растворов и соответственно большие затраты на утилизацию сбросных растворов.

Разложение вольфраматовых к о н ц е н і р атов раств о р а м и гидроксида натрия

Растворы гидроксида натрия разлагают вольфрамит по обменной реакции:

Me WC>4 + 2Na0Hi=tNa2W04 + Ме(0 Н)2, (1.13)

Где Me - железо, марганец.

Величина концентрационной константы этой реакции Кс = 2 при температурах 90, 120 и 150 °С равна соответственно 0,68; 2,23 и 2,27.

Полное разложение (98-99 %) достигается при обработке тонкоизмельченного концентрата 25-40 %-ным раствором гид­роксида натрия при 110-120 °С. Требуемый избыток щелочи - 50 % и выше. Разложение проводят в стальных герметичных реакторах, снабженных мешалками. Пропускание в раствор воздуха ускоряет процесс благодаря окислению гидроксида железа (II) Fe(OH)2 в гидратированный оксид железа (III) Fe203-«H20 и гидроксида марганца (II) Мп(ОН)2 в гидрати­рованный оксид марганца (IV) Мп02-лН20.

Применение разложения растворами щелочи целесообразно лишь для высокосортных вольфрамитовых концентратов (65-70 % W02) с небольшим содержанием примеси кремнезема и силикатов. При обработке низкосортных концентратов по­лучают сильно загрязненные растворы и труднофильгруемые осадки.

Переработка растворов вольфрамата натрия

Растворы вольфрамата натрия, содержащие 80-150 г/л W03, с целью получения триоксида вольфрама требуемой чис­тоты до настоящего времени преимущественно перерабатывали по традиционной схеме, которая включает: очистку от сое­динений элементов-примесей (Si, Р, As, F, Мо); осаждение

Вольфрамага кальция (искусственного шеелита) с последую­щим его разложением кислотами и получением технической вольфрамовой кислоты; растворение вольфрамовой кислоты в аммиачной воде с последующей выпаркой раствора и кристал­лизацией паравольфрамата аммония (ПВА); прокаливание ПВА с получением чистого триоксида вольфрама.

Основной недостаток схемы - многостадийность, проведе­ние большинства операций в периодическом режиме, длитель­ность ряда переделов. Разработана и уже используется на некоторых предприятиях экстракционная и ионообменная тех­нология перевода растворов Na2W04 в растворы (NH4)2W04. Ниже кратко рассмотрены основные переделы традиционной схемы и новые экстракционный и ионообменный варианты тех­нологии.

Очистка от примесей

Очистка от кремния. При содержании в растворах Si02, превышающем 0,1 % от содержания W03, необходима предварительная очистка от кремния. Очистка основана на гидролитическом разложении Na2Si03 при кипя­чении раствора, нейтрализованного до рН=8*9 с выделением кремниевой кислоты.

Растворы нейтрализуют соляной кислотой, добавляемой тонкой струйкой при перемешивании (во избежание местных перекислений) к нагретому раствору вольфрамата натрия.

Очистка от фосфора и мышьяка. Для очистки от фосфат - и арсенат-ионов используют метод осаждения аммонийно-магниевых солей Mg(NH4)P04 6Н20 и Mg(NH4)AsC)4 6Н20. Растворимость этих солей в воде при 20 С 0,058 и 0,038 % соответственно. В присутствии избытка ионов Mg2+ и NH4 растворимость ниже.

Осаждение примесей фосфора и мышьяка ведут на холоду:

Na2HP04 + MgCl2 + NH4OH = Mg(NH4)P04 + 2NaCl +

Na2HAsQ4 + MgCl2 + NH4OH = Mg(NH4)AsQ4 + 2NaCl +

После длительного стояния (48 ч) из раствора выпадают кристаллические осадки аммонийно-магниевых солей.

Очистка от фторид-ионов. При высо­ком содержании флюорита в исходном концентрате содержание фторид-ионов достигает 5 г/л. Растворы очищают от фторид - ионов осаждением фторидом магния из нейтрализованного раствора, в который добавляют MgCl2. Очистку от фтора мо­жно сочетать с гидролитическим выделением кремниевой кис­лоты.

Очистка от молибдена. Растворы вольф­рамата натрия" необходимо очищать от молибдена в том слу­чае, если его содержание превышает 0,1 % от содержания W03 (т. е. 0,1-0,2 т/л). При концентрации молибдена 5-10 г/л (например, при переработке шеелито-повеллитовых Тырны- Аузских концентратов) выделение молибдена приобретает особое значение, так как имеет целью получение молибдено­вого химического концентрата.

Распространенный способ состоит в осаждении из раство­ра малорастворимого трисульфида молибдена MoS3.

Известно, что при добавлении в растворы вольфрамата или молибдата натрия сернистого натрия образуются сульфо - соли Na23S4 или оксосульфосоли Na23Sx04_x (где Э - Мо или W):

Na2304 + 4NaHS = Na23S4 + 4NaOH. (1.16)

Константа равновесия этой реакции для Na2Mo04 значите­льно больше, чем для Na2W04(^^0 » Кцг). Поэтому, если в раствор добавлено количество Na2S, достаточное лишь для взаимодействия с Na2Mo04 (с небольшим избытком), то преи­мущественно образуется сульфосоль молибдена. При после­дующем подкислении раствора до рН=2,5*3,0 сульфосоль раз­рушается с выделением трисульфида молибдена:

Na2MoS4 + 2НС1 = MoS3 j + 2NaCl + H2S. (1.17)

Оксосульфосоли разлагаются с выделением оксосульфидов (например, MoSjO и др.). Вместе с трисульфидом молибдена" соосаждается некоюрое количество трисульфида вольфрама. Растворением сульфидного осадка в растворе соды и повтор­ным осаждением трисульфида молибдена получают молибдено­вый концентрат с содержанием W03 не более 2 % при потере вольфрама 0,3-0,5 % от исходного количества.

После частичного окислительного обжига осадка трисуль - фида молибдена (при 450-500 °С) получают молибденовый хи­мический концентрат с содержанием 50-52 % молибдена.

Недостаток способа осаждения молибдена в составе три- сульфида - выделение сероводорода по реакции (1.17), что требует затрат на обезвреживание газов (используют погло­щение H2S в скруббере, орошаемом раствором гидроксида на­трия). Выделение трисульфида молибдена ведут из раствора, нагретого до 75-80 С. Операцию проводят в герметичных стальных реакторах, гуммированных или покрытых кислотоу­порной эмалью. Осадки трисульфида отделяют от раствора фильтрацией на фильтр-прессе.

Получение вольфрамовой кислоты из растворов вольфрамата натрия

Вольфрамовую кислоту можно непосредственно выделить из раствора вольфрамата натрия соляной или азотной кислота­ми. Однако этот способ применяют редко вследствие трудно­стей отмывки осадков от ионов натрия, содержание которых в триоксиде вольфрама лимитировано.

Большей частью первоначально из раствора осаждают во­льфрамат кальция, который затем разлагают кислотами. Во­льфрамат кальция осаждают, добавляя в нагретый до 80-90 С раствор вольфрамата натрия раствор СаС12 при остаточной щелочности раствора 0,3-0,7 %. При этом выпа­дает белый мелкокристаллический легко отстаивающийся оса­док, в маточном растворе остаются ионы натрия, что обес­печивает низкое их содеражние в вольфрамовой кислоте. Из раствора осаждается 99-99,5 % W, маточные растворы содер­жат 0,05-0,07 г/л W03. Отмытый водой осадок CaW04 в виде пасты или пульпы поступает на разложение соляной кислотой при нагревании до 90°:

CaW04 + 2НС1 = H2W04i + CaCl2. (1.18)

При разложении поддерживают высокую конечную кислотность пульпы (90-100 г/л НСІ), что обеспечивает отделение воль­фрамовой кислоты от примесей соединений фосфора, мышьяка и отчасти молибдена (молибденовая кислота растворяется в соляной кислоте). Осадки вольфрамовой кислоты требуют тщательной отмывки от примесей (особенно от солей кальция

И натрия). В последние годы освоена непрерывная промывка вольфрамовой кислоты в пульсационных колоннах, что сущес­твенно упростило операцию.

На одном из предприятий в СССР при переработке раство­ров вольфрамата натрия вместо соляной кислоты используют азотную кислоту для нейтрализации растворов и разложения осадков CaW04, а осаждение последнего проводят, вводя в растворы Ca(N03)2. В этом случае азотнокислые маточные растворы утилизируют, получая азотнокислые соли, исполь­зуемые в качестве удобрения.

Очистка технической вольфрамовой кислоты и получение W03

Техническая вольфрамовая кислота, полученная описанным выше способом, содержит 0,2-0,3 % примесей. В результате прокаливания кислоты при 500-600 С получают триоксид во­льфрама, пригодный для производства твердых сплавов на основе карбида вольфрама. Однако для производства воль­фрама необходим триоксид более высокой чистоты с суммар­ным содержанием примесей не более 0,05 %.

Общепринят аммиачный способ очистки вольфрамовой кис­лоты. Она легко растворяется в аммиачной воде, при этом большая часть примесей остается в осадке: кремнезем, гид - роксиды железа и марганца и кальций (в виде CaW04). Одна­ко аммиачные растворы могут содержать примесь молибдена, соли щелочных металлов.

Из аммиачного раствора выделяют, в результате выпаривания и последующего охлаждения, кристаллический осадок ПВА:

Выпаривание

12(NH4)2W04 * (NH4)10H2W12O42 4Н20 + 14NH3 +

В производственной практике состав ПВА часто записыва­ют в оксидной форме: 5(NH4)20- 12W03- 5Н20, что не отражает химической его природы как соли изополикислоты.

Выпаривание ведут в аппаратах периодического или не­прерывного действия, изготовленных из нержавеющей стали. Обычно в кристаллы выделяют 75-80 % вольфрама. Более глу­бокую кристаллизацию проводить нежелательно во избежание загрязнения кристаллов примесями. Существенно, что боль­шая часть примеси молибдена (70-80 %) остается в маточном растворе. Из маточного раствора, обогащенного примесями, вольфрам осаждают в виде CaW04 или H2W04, возвращаемых на соответствующие стадии производственной схемы.

Кристаллы ПВА отжимают на фильтре, затем на центрифуге, промывают холодной водой и сушат.

Триоксид вольфрама получают термическим разложением вольфрамовой кислоты или ПВА:

H2W04 =» W03 + Н20;

(NH4)10H2W12O42 4Н20 = 12W03 + 10NH3 + 10Н20. (1.20)

Прокаливание проводят во вращающихся электропечах с трубой из жаростойкой стали 20Х23Н18. Режим прокаливания зависит от назначения триоксида вольфрама, требуемой ве­личины его частиц. Так, для получения вольфрамовой прово­локи марки ВА (см. ниже) ПВА прокаливают при 500-550 °С, проволоки марок ВЧ и ВТ (вольфрам без присадок) - при 800-850 °С.

Вольфрамовую кислоту прокаливают при 750-850 °С. Трио­ксид вольфрама, полученный из ПВА, имеет более крупные частицы, чем триоксид, полученный из вольфрамовой кисло­ты. В триоксиде вольфрама, предназначенном для производ­ства вольфрама, содержание W03 должно быть не ниже 99,95 % для производства твердых сплавов - не ниже 99,9 %.

Экстракционный и ионообменный способы переработки растворов вольфрамата натрия

Переработка растворов вольфрамата натрия существенно упрощается при извлечении вольфрама из растворов экстра­кцией органическим экстрагентом с последующей реэкстрак - цией из органической фазы раствором аммиака с выделением из аммиачного раствора ПВА.

Поскольку в широком интервале рН=7,5+2,0 вольфрам на­ходится в растворах в форме полимерных анионов, для экст­ракции применяют анионообменные экстрагенты: соли аминов или четвертичных аммониевых оснований. В частности, в промышленной практике используют сернокислую соль триок- тиламина (i?3NH)HS04 (где R - С8Н17). Наиболее высокие по­казатели экстракции вольфрама наблюдаются при рН=2*4.

Экстракция описывается уравнением:

4(i?3NH)HS04(opr) + Н2\У120*"(водн) + 2Н+(водн)ї=ї

Ї=ї(Д3ГШ)4Н4\У12О40(орг) + 4Н80;(водн). (l.2l)

Амин растворяют в керосине, в который добавляют техни­ческую смесь многоатомных спиртов (С7 - С9) для предотв­ращения выделения твердой фазы (вследствие малой раство­римости солей аминов в керосице). Примерный состав орга­нической фазы: амины 10 %, спирты 15 %, керосин - осталь­ное.

На экстракцию направляются растворы, очищенные от мрлибдена, а также примесей фосфора, мышьяка, кремния и фтора.

Вольфрам из органической фазы реэкстрагируют аммиачной водой (3-4 % NH3), получая растворы вольфрамата аммония, из которых выпаркой и кристаллизацией выделяют ПВА. Экс­тракцию проводят в аппаратах типа смеситель-отстойник или в пульсационных колоннах с насадкой.

Преимущества экстракционной переработки растворов вол­ьфрамата натрия очевидны: сокращается число операций тех­нологической схемы, создается возможность осуществления непрерывного процесса получения растворов вольфрамата Ам­мония из растворов вольфрамата натрия, сокращаются произ­водственные площади.

Сточные воды экстракционного передела могут содержать примесь 80-100 мг/л аминов, а также примеси высших спир­тов и керосина. Для очистки от этих экологически вредных примесей применяют методы пенной флотации и адсорбцию на активированном угле.

Экстракционная технология используется на зарубежных предприятиях и реализована также на отечественных заводах.

Применение ионообменных смол - конкурирующее с экстра­кцией направление схемы переработки растворов вальфрамата натрия. С этой целью применяют низкоосновные аниониты, содержащие аминные группы (чаще третичные аминьі) или амфотерные смолы (амфолиты), содержащие карбоксильные и аминные группы. При рН=2,5+3,5 на смолах сорбируются по­лианионы вольфрама, причем для некоторых смол полная емкость составляет 1700-1900 мг W03 на 1 г смолы. В слу­чае смолы в 8С>5~-форме сорбция и элюация описываются соответственно уравнениями:

2tf2S04 + H4W12044; 5^«4H4W12O40 + 2SOf; (1.22)

I?4H4WI2O40 + 24NH4OH = 12(NH4)2W04 +4ДОН + 12H20. (l.23)

Ионообменный способ разработан и применен на одном из предприятий СССР. Требуемое время контакта смолы с раст­вором 8-12 ч. Процесс проводят в каскаде ионообменных ко­лонн со взвешенным слоем смолы в непрерывном режиме. Зат­рудняющим обстоятельством является частичное выделение на стадии элюирования кристаллов ПВА, что требует их отделе­ния от частиц смолы. В результате элюации получают раст­воры, содержащие 150-170 г/л W03, поступающие на выпарку и кристаллизацию ПВА.

Недостаток ионообменной технологии по сравнению с экс­тракционной состоит в неблагоприятной кинетике (длитель­ность контакта 8-12 ч против 5-10 мин при экстракции). Вместе с тем к преимуществам ионитов следует отнести отсутствие сбросных растворов, содержащих органические примеси, а также пожаробезопасность и нетоксичность смол.

Разложение шеелитовых концентратов кислотами

В промышленной практике, преимущественно при переработке высокосортных шеелитовых концентратов (70-75 % W03), применяют непосредственное разложение шеелита соляной кислотой.

Реакция разложения:

CaW04 + 2НС1 = W03H20 + CoCl2 (1.24)

Практически необратима. Однако расход кислоты значительно выше стехиометрически необходимого (250-300 %) вследствие торможения процесса пленками волфрамовой кислоты на час­тицах шеелита.

Разложение проводят в герметичных реакторах с мешалка­ми, футерованных кислотостойкой эмалью и обогреваемых че­рез паровую рубашку. Процесс ведут при 100-110 С. Длите­льность разложения варьируют от 4-6 до 12 ч, что зависит от степени измельчения, а также происхождения концентрата (шеелиты различных месторождений отличаются по реакцион­ной способности).

Однократная обработка не всегда приводит к полному вскрытию. В этом случае после растворения вольфрамовой кислоты в аммиачной воде остаток повторно обрабатывают соляной кислотой.

При разложении шеелито-повеллитовых концентратов с со­держанием 4-5 % молибдена большая часть молибдена перехо­дит в солянокислый раствор, что объясняется высокой раст­воримостью молибденовой кислоты в соляной. Так, при 20 С в 270 г/л НС1 растворимости Н2Мо04 и H2W04 равны 182 и 0,03 г/л соответственно. Несмотря на это, полное отделе­ние молибдена не достигается. Осадки вольфрамовой кислоты содержат 0,2-0,3 % молибдена, извлечь который повторной обработкой соляной кислотой невозможно.

Кислотный способ отличается от щелочных способов раз­ложения шеелита меньшим числом операций технологической схемы. Однако при переработке концентратов с относительно невысоким содержанием W03 (50-55 %) при значительном со­держании примесей для получения кондиционного параволь - фрамата аммония приходится проводить две-три аммиачных перечистки вольфрамовой кислоты, что неэкономично. Поэто­му разложение соляной кислотой большей частью применяют при переработке богатых и чистых шеелитовых концентратов.

Недостатки способа разложения соляной кислотой заключаются в высоком расходе кислоты, большом объеме сбросных растворов хлористого кальция и сложности их утилизации.

В свете задач создания безотходных технологий представляет интерес азотнокислый способ разложения шеелитовых концентратов. В этом случае маточные растворы легко утилизировать, получая азотнокислые соли.