автореферат диссертации по металлургии, 05.16.08, диссертация на тему:Исследование технологических особенностей труднообогатимых редкоземельных руд Монголии

НАЦИОНАЛЬНЫЙ ЦЕНТР ПО ШЛШЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКЕ V О ^МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ РЕСПУБЛИКИ КАЗАХСТАН

'■ ' На правах рукописи

ХАУЩАС Ашим

УДК 622.7:546.65(517.3)

ИССЛЕДОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ОСОБЕННОСТЕЙ ТРУДНООБОГАТШЫХ РЕДКОЗЕМЕЛЬНЫХ РУД МОНГОЛИИ

Специальность 05.16.08 Обогащение полезных ископаемых

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Алматы - 1595

Работа выполнена в Институте Химии АК Монголии и Горнал Институте Кольского Научного центра АН России.

НАУЧНЫЕ РУКОВОДИТЕЛИ:

кандидат технических наук А.И.Ракаев

кандидат химических наук Б.Баяр

ВЕДЛДЕЕ ПРЕДПРИЯТИЕ:

ОФИЦИАЛЬНЫЕ ОППОНЕНТЫ:

Государственное научно-производственное объединение промышленной экологии "Казмеханобр".

доктор технических наук Ю.П .Еремин

кандидат технических наук,доцент Ш.А.Телков

Защита диссертации состоится " " 1996г.

в 1420 часов на заседания Регионального специализированного сове^ та ДР 12.00.01 при Национальном центре по комплексной переработка минерального сырья Республики Казахстан по адресу: 480100, г.Алматы, улЛевченко - 29/33. С диссертацией могло ознакомиться в библиотеке ИМиО. Автореферат разослан "_ '/¿¿Г_ _ 1996г.

Ученый секретарь специализированного совета, кандидат технических наук:

Б.Г.Варламов

ОБЩАЯ ХАРАКТЕЕ1СТИКА РАБОШ

„АКТУАЛЬНОСТЬ РАБОТЫ.. Б слолившихся в начале 90-х годов новых мировых экономических отношениях Монголии требуется быстрейшее развитие отраслей промышленности, основанных на эффективном использовании природных, материальных и трудовых ресурсов. Особое значение для экономики страны имеет освоение месторождений полезных ископаемых. В программах'развития горнодобывающей промышленности важная роль отводится наиболее изученным в геологическом плане уникальным редкоземельным месторождениям Мушгай-Худук и Лу-гангольского массива в рудах которых содержание редких земель колеблется от I до 18% при среднем содержании 5 - 8%.

Редкоземельные элементы (РЗЭ) играют существенную роль многих отраслей народного хозяйства, науки и техники.

Запасы месторождений собственных редкоземельных элементов невелики. Очень часто редкие земли извлекают попутно при получении других концентратов. Поэтому изыскание источников добычи и новых технологий для извлечения редкоземельных элементов в настоящее время является актуальной проблемой. Исследование в настоящей работе технологических особенностей обогащения и переработки апатитовых, синхизитовых руд является новым направлением в области обогащения руд Монголии.

ЦЕШ0 РАБОТЫ_является исследование технологических особенностей труднообогатш.шх редкоземельных руд ГЛонголии, включая разработку технолопш обогащения и химического вскрытия концентратов.

ЗАДАЧИ^ССЕДСВАЯИЯ-

- изучение вещественных составов руд месторождения Мушгай - ху-дук л Дугингольского массива и минералов - носителей редких земель;

-разработать эффективные способы подготовки руд к обогащению;

- разработка метода выбора оптимальных параметров обогащения при последовательном соединении гравитационных аппаратов;

- разработка эффективных схем гравитационного обогащения синхизитовых руд Дугингольского месторождения;

- изучение фазового состава нерастворимых остатков с целью выявления причин потерь редкоземельных элементов;

- изучение особенности кислотного разложения редкоземельных концентратов с целью выделения индивидуальных РЗЭ из растворов.

ЖТ0да^СС^5(БАШ'1И._Для решения поставленных задач использовались следующие методы исследований:

анализ мирового опыта по обогащению, переработке различных

типов редкоземельных руд; аналитическая химия редкоземельных элементов; флотационное, гравитационное и магнитные обогащения; дери-ватограомя; инфракрасная спектроскошя; масс-спектрометрия; рентгенографические методы.

МУЧНАЯ НСВИЗНА. В работе впервые получены следующие результаты :

- обоснована возможность предварительного обогащения апатитовых руд декантацией. Найдены составы реагентов-модификаторов, влияющие на устойчивость дисперсных систем (а.с. .'-3673);

- изучена кинетика раскрытая еинхизита и предложена новая технология измельчения этих руд;

- разработан новый способ выбора оптимальных параметров обогащения при последовательном соединении гравитационных аппаратов;

- установлено, что носителем редких земель Лугингольского месторождения является фторкарбонатный минерал - синхизит. Предложена формула, в соответствии с которой осуществляется реакция разложения еинхизита.

рмта^СКАЯ_1ЩНН0С1Ъ. На основании полученных в диссертации результатов :

- предложена технология предварительного обогащения апатитовых руд, которая позволяет вывести в голове процесса более от 25 до 31% руды, представленной преимущественно пустой породой;

- предложена технология обогащения синхизитовой руды с использованием нового способа измельчения, обеспечивающего минимальное образование шламов и выбора оптимальных параметров обогащения при последовательном соединении гравитационных аппаратов, что существенно повышает эффективность гравитационного обогащения;

- в полупромышленных условиях Горного института КНЦ РАН проверена технология обогащения синхизитовых руд.

АДРОБМрЯ РАБОТЫ^ Основные положения диссертации докладывались и получили одобрение на совещании специалистов стран членов СЗВ по теме КП НТП 4.3.3.14 "Разработка технологии получения окислов редкоземельных металлов люминофорной-чистоты" (ВНР, Печь,1987; НРБ, С0Е1Я, I9S8; .МНР, Уланбаатар, 1989); на Международной конференции "Применение и достижения по технолопш РЗЭ" (КНР, Пекин, 1991; КНР, Баян-Обо, 1995); на Ученых советах Горного института КНЦ РАН (1992 - 1994г.г.); Института Химии АН Монголии (IS87 -1994г.г.); па научной конференции Института Химии АН Монголии (1984, 1988) п научной конференции Государственного технического университета (1994г.).

Г^ЕйЖАЦФЬ Основные положения диссертации изложены в Юста-тьях, I тезисе докладов, I авторском свидетельстве.

ОБЪЕМ И СТР/КТУРА РАЕОЩ^ Диссертационная работа состоит из введения, четырех глав, общих выводов, списка литературы и приложения. Работа изложена на страницах машинописного текста и включает ЗУ рисунков, ЗиС таблиц и прнлол:егаю на страницах.

К;НСВНШ^Ш011Е1Ша ЕЫН0С11ШЕ :

1. Результаты вещественного состава и минералов-носителей редких земель.

2. Рудоподготовка перед обогащением, включающая: ■

- способ предварительного обогащения апатитовых руд;

- кинетику раскрытия синхизитовых руд.

3. Выбор оптимальных параметров обогащения при последовательном соединении гравитационных аппаратов.

4. Эффективная схема гравитационного обогащения синхизитовых

РУД.

5. Возможность переработки синхизитового концентрата, включающая:

- одностадиальную схему азотнокислотного выщелачивания;

- причин потерь редкоземельных элементов в нерастворимых остатках.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ.

Бо_введении обосновывается_актуальность темы диссертационной работы, излагаются основные научные положешш и практическая ценность работы.

Глава I. Совремежое состояние произв^цства^^тцсоземельных элементов 1РЗЭ}_. Приведен литературшй обзор по современному состоянию производства РЗЭ и известным способам обогащения и переработке концентратов различных типов руд РЗЗ. Сформулированы цели и задачи исследования.

К наиболее изученным п перспективным месторождениям в Монголии относятся комплекс ¡.-¡ушгагг-згудук и Лугингольский массив. По концентрации РЗЭ руды этих песторо.здеш-ш не имеют аналогов в шре, также большой интерес представляет их геохимическая специушса, что обуславливается необходимостью проведения детальных технологических исследовании указанных руд.

Глава 2. Подготовга^^дкоземельных руд к обогащению^

Из-за чрезмерного ошламовгнля руды комплекса Мушгай-худук и

Лугикгольского месторождения традиционные способы глотании оказываются недостаточно эффективными.

2.1. Подготовка редкоземельно-апатитовых руд комплекса ¡Лушгай-худук к флотационному обогащению.

Основная часть исследований проводилась на пробах руды, представленной апатито-магнетитовым типом. Главным элементом в структуре руды являются зерна фосфорита, которые сцементированы окисленными минералами железа (гематит, гетит, лимонит), .алюмосиликатами и кварцем. Минеральный состав следующий (%): редкоземельный апатит - 55,0; гидроокислы железа - 20,0; кварц - 8,6; алюмосиликаты (полевой шпат, глина) - 10,0; карбонаты (кальцит, доломит) 3,7; йторкарбонат - 1,0; прочие - 1,2.

Размер зерен апатита колеблется в пределах 0,1-0,25 мм, встр< чаются зерна размером до 0,01 мм. По химическому составу руда характеризуется содержанием ($): ?205~ 22«98; 5,65; х^О -0,1! Ма20 - 3,50; СаО - 34,2; М^.0 - 0,1; Ре203 - 17,2; А1203 - 2,03; СОз - 0,88; 5С.02 - 7,0.

Достаточно полное раскрытие зерен апатита происходит при измельчении до крупности - 0,15 мм. Измененная форма апатита и включение в структуру кремниевых соединений серы и фтора, сильно умен: шает его флотируемость по сравнению с обычным апатитом. Целесообразность способов, основанных на их удалении из пульпы перед флотацией во многом определяется реагентами, способными с одной стороны образовывать поверхностные устойчивые комплексы, а с другой -обладать мощными диспергирующими свойствами, а также изменять вязкость суспензии и энергию гидратации ионов.

Для избирательной стабилизации шламовых частиц необходимо выполнить вышеуказанные условия.

Исходя из этого технология избирательной стабилизации шламовой суспензш1 включает в себя:

- Измельчение руда; последовательное контактирование с селективно стабилизирующими реагентами; осаждение в течение некоторого промежутка времени; декантация хвостов (структурированной части суспензии); повторное осаждение, вывод хвостов и концентрата (оса; ка).

Разработан следующий реагентний режшл для избирательно;'! стаб: лпзац:п1 суспензии: металлогель-гушшозпп комплекс (МЕЛО (тип катиона металла) - 2,5кг/т, активатор поверхности карбонатов, алюмосиликатов и гидроокислов железа - 0,4кг/т, смесь солей металлов и едкого стерта - (0,3 + 0,5)кг/т, смесь солей металлов и сернисто го натрия (0,3 + 0,8)кг/т, смесь бутилового ксантогсиата с алкал-

сульфатным собирателем - (С,5 + С,25)кг/т и металлогель-гуг.иновий ко1.шлекс (тип катиона металлов)" - С,5кг/т.

Измельчение руда в I стадии проводилось до -С, 15 мм, во второй стадии -0,071 мм. разработан следующий реагентннй режим: для стабилизатора суспензии используется катион ¿¿пг* (соль )

в виде гели с солями Л^а^, а катион (ГеС1д) для приготовления 1ЯТК. (табл.2.1).

Таблица 2.1.

Применение катиона для стабилизации пульпы и катиона для депрессии апатита, %.

Продукты ! Выход ! Содержание ! Извлечение

осаждения ! ! Р2°5 2т ! Р2°5 ZTR.

Концентрат 74,50 28,80 7,31 93,30 94,76

Хвосты 25,50 6,04 1,13 6,70 5,24

Руда 100,0 23,00 5,74 100,0 100,0

По Еыбранному оптимальному режиму получены конечные хвосты с содержанием -S TR около 2,2% (рис.2.1). При этом потери редкоземельного апатита не превышают 14$.

2.2. Подготовка синхизитовой руды к обогащению. Химический состав руды приведен в табл.2.2.

Таблица 2.2.

Компоненты ! СаО ! :,1?0 ! А1203! Fe !Ге203! С02 ! KgO !У/а20! МпО

проба

57,9 - 1,37 - 2 ,99 - - -

Г2 64,1 - 1,20 - 2 ,00 - - -

Гв 35,05 5,77 1,69 3,55 • - 33,92 0,9 0,25 2,19

Компоненты ! 5,'02 ! Р2°5 ! Тб02 !S ! XTR ! 5 г 0 !У2°3

проба

i'I 4,02 2,22 - - 7,70 1Д7 0,03

1'2 4,55 2,73 - - 3,60 4,13 —

'53 6,29 0,14 0,08 0,1 6,54 - -

Минеральный состав синхлзитоеол руды, {%): кальцит - 43,61; доломит - 25,90; синхлзпт - 11,05; монацит - С,36; парпзит - 0,71; пиролюзит - 2,68; гематит - 4,01; полевой шпат - 6,05; гетит -0,96;

пирит - С,19; ильменит• - С,С'5; сфен - С,09; рутил - С,И; апатит

- С,С7; нефелин - 1,35; КЕарц - 1,81.

Характер раскрытия синхизита изучен при исследовашш кинетики измельчения руды, представленной пробы Ш. Раскрытие зерен синхизи-та начинается с класса мельче 0,4 мм. Полное раскрытие отмечается в классе -0,05 мм, где одновременно наблюдается повышение содержания оксидов РЗЭ. Результаты изучения кинетики раскрытия и интенсивность изменения количества РЗЭ в выбранном остатке крупности (рис.2.2 ) оценивались с помощью уравнения кинетики измельчения, разработанного в Горном институте КНЦ РАН.

За расчетный класс сЛр целесообразно принять фракцию руды мельче 0,63 мм. В этом случае максимальная производительность мельницы д (-0,63 мм) достигается при номинальной крупности помола

1,6 мм.

При технологической оценке наиболее полно учитывается влияние текстурно-структурных и физико-механических свойств руды. Исследования проводили на пробе Г2, отличающейся от пробы ЛЗ несколько меньшим содержанием оксидов РЗЭ.

Как и ожидалось максимальная эффективность обогащения достигается при крупности измельчения менее 0,4 мм. Однако наибольшее количество суммы РЗЭ в продуктивном классе крупности -0,4+0,05 мм обеспечивается при измельчении руды до крупности 0,4 - 0,8 мм.

Таким образом, синхизитовую руду Лугннгольского месторождения следует измельчать на I стадии до крупности 0,6 - 0,8 Обеспечение установленной крупности питания I стадш обогащеш-ш мелко-и токо вкрапленных руд тяжелых минералов исключает необходимость снижения производительности по руде_ путем вывода из готового продукта измельчения сростков и крупных частиц пустой породе (непродуктивная фравдия) с последующим направлением юс сразу г.е или после контрольной перечистки.

Результаты исследования по кинетике измельчения и раскрытия синхлзпта позволяют принять ьерхпий размер проективной фракции разном 0,63 (0,8) мм при крупности измельченного продукта I стадтш

- 1,6 мм. Некоторое расширение .диапазона размеров частиц продуктивной фракции обусловлено тем, что при переходе с размера 0,4 на и,33 (0,8) мм в питание I стадии обогащения будут переходить преимущественно богатые сростки синхизита, которые так же должны участвовать в формировашш конечного концентрата.

Глава З.?азработка_техпологии гравитаидонного обогадения_ с:щхизптовой_р£Щ1.

3.1. Общие принципы построения гравитационных схем обогащения.

При ЕИборе схемы обогащения использована объединенная систег ма винтовых сепараторов и концентрационных столов. При атом последовательная цепочка наиболее соответствует основному принципу гравитационного обогащения и стремятся управлять процессом таким образом, чтобы выход концентратов бинтовых сепараторов и столов соответствовали максимуму эффективности обогащения.

Многочисленные опробования винтовых сепараторов и концентрационных столов показывают, что при определении выхода концентрата по максимуму эффективности обогащения в соседней от правой границы концентрата зоне, принадлежащей промпродукту, остается существенное количество ценного компонента, причем в значительной степени в раскрытом виде.

Как известно, в большинстве случаев перед перечисткой такие как перед основными операциями обогащения материал подвергается гидравлической классификации. Наличие этой операции благоприятно сказывается на работу концентрационных столов. Отсутствие связи между основными и перечистными стадиями обогащения приводит к независимому выбору режимов обогащения, в результате чего не учитываются разделительные возможности концентрационных столов, неоправдан^ повышаются выхода концентратов на основных стадиях и, следовательно, снижается их качество.

Тагам образом, разработка эффективной технологии гравитационного обогащения связана непосредственно с оптимизацией начальной крупности обогащения и решением проблемы йорллрования первичных концентратов и их рациональной перечисткой.

3.2. Разработка метода выбора оптимальных параметров обогащения при последовательном соединении гравитационных аппаратов.*-**

Для определения эффективности обогащения наибольший интерес представляет формула, предложенная Яанкоком и Луйкеном. Однако данный критерий хотя позволяет оценивать эффективность обогащения технологической линии, но при этом остается неясной эффективность обогащения на отдельных аппаратах, входящих в цепочку. Особенности обогащения конкретной руды позволяет приблизиться к построению технологии её переработки.

3.2.1. Выбор оптимальных параметров процесса обогащения на одном аппарате.

Эффективность обогащения - это отношение в процентах или долях единицы, отношение фактической разности между извлечением цен-

ного компонента в концентрат и выходом концентрата к теоретически возможной их разности:

гпят 1чят

(3.1)

Поскольку теоретический максимум извлечения равен единице, а максимальный выход у^31 в условиях идеального разделения равен содержанию компонента в исходном питании «, выражение (3,1) можно записать в виде:

в =

(3.2)

1 - а

Существует и другая запись выражения (3.2), известная как форлула Чечотта:

rv(flv- а)

В- --(3.3)

а(1-сО

где ' i?k~ содержания компонента в концентрате. Формулу (3.2) или (3.3) удобно записать в виде:

В = S Bi B¿ = - Е^ = - (3.4)

1=1 1 - а а(1 - а)

где индекс "i" обозначает выход, содержание и извлечение компонента в узкую фракцию выходного потока аппарата.

Анализ формулы (3.4) показывает, что эффективность обогащения растет до тех пор, пока содержание компонента в какой-либо узкой фракции выходного потока не станет равным содержанию в исходном питании: = а (3.5).

Такое определение максимума является достаточным, поскольку на любом гравитационном аппарате формируется веер минералов, где содержание ценного минерала постепенно снижается от одного конца веера к другому. Возможно и формальное определение максимума эффективности, ели взять производную от Е.. по' г^ , считая без больших погрешностей функцию Е^ непрерывной. Приравнивая её к нулю, получаем тот же результат (3.5). Аналогичный результат получается , если рассматривать формулу общей эффективности (3.3).

При этом очевидно, что функция общей эффективности достигнет максимума при таком выходе концентрата, когда функция частной эффективности принимает значение равное нулю. Отсюда следует, что выход при котором оби'дя эффективность достигает максимума, является .оптимальным. При известном выходе легко определяются остальные параметри: содержание компонента к его извлечение в концентра-

3.2.2. Условия оптимального режима обогащения при последовательном соединении обогатительных аппаратов.

При последовательном соединении аппаратов необходимо учитывать качество питания данной операции и качество исходного питания. Только в этом случае .могло установить оптимальный режим работы всей технологической линии.

Рассмотрим для простоты схему обогащения руды при последовательном соединении двух аппаратов (рис.3.1). В дальнейшем первую операцию будем считать основной, а Еторуто перечистной:

о о

- гь

Л°1рЬ - «>

-- = 1 —] (з.б)

о

1 - а 1=1 а(1 - а)

I к гк п >к " к 1 ' (з 7)

1^=- = 2 Г-]

! л - п? 1=1 ^(1 - гР)

где Е0, Еп - эффективность обогащения соответственно исходного питания и питания перечистки; у^0,?-^— выход узкой фракции концентрата на перечистке соответственно от исходного питания (руды) и питания перечистки; /э^— содержание компонента в узкой фракции перечистки; , а— содержание компонента соответственно в питании перечистки и руды.

Взяв производные от Е0 и Е„ по соответствующим выходам и приравнивая их к нулю, получаем, что эффективности обогащения и перечистной операщш от руды и питания перечистки будут максимальной только в том случае, когда содержание компонента в узкой фракщш выходного потока гторого аппарата одновременно равняется содержанию компонента в руде и питанип перечистки: /э* = а (3-8)., = Рп (3-9). Равенство двух параметров одной величине означает, что эти параметры равны между собой: Рп= а (3.10). Получили па первый взгляд противоречивый результат, означающий, что максимумы эффективностей обогащения Е®3* и в®33- при последовательной ¡заботе двух аппаратов должны быть равны между собой. Зто равенство может быть достигнуто только в двух случаях: во-первых, если исключить первый аппарат и все питание поде.зать на второй; во-вторых, если на первом аппарате все количество полезного компонента переводится в его концентрат, который является питанием второго аппарата. Первый случай очевиден и мы его не будем рассматривать. Второй достаточно обоснован и он содер:-::1т очень важный смысл и полностью отвечает основной задаче обогащения. Ь тзглологической лиши пеобходп-

мо стремиться на любо:"; стадии к более полному извлечена компоне-та в концентрат. Выполнить такое жесткое условие практичеим невоз-мо;шо, но приблизиться к решению данного условия ;.ю;шо.

3.3. Определение оптимального режима обогащения системе винтовой сепаратор - концентрационный стол.

Экспериментальную проверку теоретических предпосылок по выбору оптимальных параметров в технологической линии проводили на примере лопаритовых руд. Одним из факторов, максимально обеспечивающих выполнение равенств (3.8) и (3.9) при последовательной работе двух аппаратов, является достаточно полное раскрытие полезного компонента. При обогащении лопаритовой руды полезный минерал наиболее полно в раскрытом виде представлен в питании цикла перечистки черновых концентратов основных стадий обогащения. Здесь концентраты всех стадий обогащения объединяются и поступают на гидравлическую классификацию, где материал разделяется на 4 фракции. Каждая фракция направляется на первую разделенную перечистку (по три стола СК0-30 на каждую фракцию).

3.3.1. Предварительное обогащение продуктов

гидравлической классификации на винтовом сепараторе.

Детальный анализ результатов разделения показывает, что закономерности распределения лопарита в общем и свободном состояниях при обогащении спиготов И-4 практичеыш: одинаковы. Основная масса минерала концентрируется в первых трех отсекателях... При обогащении спигота Г'1 на долю первого отсекателя приходится 62,2$, в том числе -58,8$ высокая доля извлечения свободного минерала отмечается во 2 и 3 отсекателях составляет 48,8$. При среднем содержании лопарита 19,6/3 и извлечении общем 95,2$ и свободного минерала 83,6$. В то же время оптимальный выход концентрата при данном качестве продукта спигота И составляет 31,06$ (1+2 отсекатели) (рис.3.2).

3.3.2. Перечистка концентратов винтовой сепарации на концентрационных столах.

Обогащение материала на стадии даже при достаточно высокой доле свободного минерала в пнташга в;штовой сепарации и принятом на практике подходе к формированию выхода кошюнтрата не позволяет полностью реализовать известный пршпдип гравитационного обогащения

ннн Метод разработан в лаборатории обогащения руд цветных н редких металлов Горного института КПЦ РАН при участии автора.

руда. Е связи с этим и в исследованиях по перечистке концентратов винтовой сепарацией особое внимание уделялось.поиску оптимального питания и выхода концентрата от стола, что позволяло проверить полученные выше соотношения (3.8) и (3,9), следоватально определить критерии и оптимальности при последовательной работе двух и более аппаратов. Как и в I стадии оптимальный выход концентрата стола определяли по MaKciu.iyj.iy эффективности обогащения. На рис.3.5 представлены графшси изменения эфхфективностей обогащения Е0 и ЕШ1Т. Перечистка первых двух отсекателей сепаратора показывает, что частные эффективности обогащения на столе от его питания и поступления из бинтового сепаратора тлеют положительное значение при выводе в концентрат от стола первых двух продуктов. По уровню максимальные значения (ЕГО1Т= 78,68$ и Е0= 77,9$) отличаются друг от друга, и они достигаются при различных выходах: 38 и 43$ соответственно (рис.3.3). Возникает вопрос какое значение выхода концентрата стола выбрать за оптимальное. Ответа на этот вопрос существующие способы и в целом теория и практика обогащешгя не дают. Неопределенность в определении выхода концентрата ещё более наглядно видна при направлении на стол только первого отсекателя сепаратора, особенно по максимуму эффективности обогащения от питания Е™*^ он должен быть равен 58$, а по Е^" - 75$. Только путем присоединения к концентрату винтового сепаратора продуктов с отрицательной частной эффективностью обогащения мы получаем возможность для однозначного определения оптимального выхода концентрата стола при его работе с винтовым сепаратором.

Разработанный способ обогащения открывает возможности по оптимизации процесса обогащения на стадия:: основногообогашенияи циклах перечистки черновых концентратов технологических лигам. Так для лопаритовых руд введение винтовой сепарацшг в цикле перечистки позволяет отказаться от второй перечистки чер.чового концентрата на столах. При необходимости введения последующих перечисток принцип Формирования выхода концентрата на стадиях, кроме последней, остается тем же: извлечение минерала в концентрат от своего питания должно сотавлять 90-95$. Л только на последней стадш-1 выход концентрата определяется по максимуму эффективности обогащения от операции от исходного питания т.к. при соблюдении первого требования Е'™* и Е™** практически совпадают при одном и том же выходе концентрата .

3.4. Структура технологической схеш обогащения синхизитовой руд".

3.4.1. Исследование закономерностей обогащения сиюсизитоеой руды на винтовых сепараторах и концентрационных столах.

Особенностью синхизитовой руды является то, что здесь не ставится задача получения мономинеральных концентратов, для последующего химического вскрытия достаточно получение концентрата с содержанием оксидов РЗЭ не менее 20$.

Исследования проводили по схеме, представленной на рис.3.4. Результаты обогащения, руды на винтовом сепараторе представлены в табл.3.1.

Таблица 3.1

Технологические показатели обогащения синхизитовой руды крупностью-0,63 мм на винтовом сепараторе БСР - 500, $

Продукты ! Выход! Содержа- ! Распре- ¡Эффективность' ¡Содержание ! ! ние ! деление ! обогащения .! твердого

! ! ЛГТК ! 2Т& ! !

Отсека-

тель I 5,25 14,14 11,03 6,20 37,6

2 6,23 12,29 11,38 5,52 44,7

3 7,68 10,06 11,48 • 4,07 53,6

4 12,99 8,07 15,57 2,77 57,6

5 28,56 5,09 21,62 -7,45 58,2

— п— 6 18,66 2,99 8,28 -11,13 53,2

7 6,66 6,04 5,98 -0,73 11,5

8 13,97 7,07 14,67 0,76 6,37

Руда 100,0 6,73 100,0 23,9

В соответствии с общепринятым способом концентрат винтового сепаратора должен формироваться путем объединения первых четырех отсекателей, где частные эффективности обогащешм имеют положительные значения. Б этом случае выход концентрата составит 32,16$, содержание е не;л суммы оксидов РЭЭ 10,35$, извлечение-49,46$. ¡Ложно предположить что как и в случае с лопаритовой рудой, присоединение отсекателя 5 к концентрату, несмотря на отрицательное значение Е^, является необходимым (фактором повышения общей эффективности обога-

пения. Заслуживают внимание отсекатели '"7,8, где преимущественно концентрируются шламы. Из общего количества минерала в этих отсе-кателях более 51$ приходптся на класс -0,05 мм. При этом доля общих шламов составляет более 58$. Такое распределение шламов по ширине бинтоеого потока обуславливает уже на I стадии обогащения вывод их в отдельный поток. Остающийся отсекатель '"6 следует отнести к хвостам. Проведенный качественный анализ продуктов винтовой сепарации практически полностью подтверждает установленные закономерности при обогащении лопаритовой руды. Действительно, последующая раздельная перечистка продуктов винтовой сепарации на концентрационном столе показывает (рис.3.5), что только присоединение к концентрату винтоеого сепаратора отсекателя J'5, позволяет однозначно определить оптимальный выход концентрата стола при обеспечен™ максимальной эффективности обогащения от руды и питания стола. При выходе концентрата стола около 40$ Е0 и Епит одновременно достигают своих максимальных значений.

Из внешней части бинтового потока выводят шламы в отдельный поток. Определение величины шламовой зоны модно провести различными способами. Одним из эффективных является способ, основанный на том факте, что на границе раздела песковой и шламовой зон плотность пульпы совпадает с плотностью пульпы в исходном питании.. . Это наглядно подтверждается рис.3.б, откуда четко видно, что при переходе из отсекателя "6 в отсекатель JT7 содержание твердого изменяется с 53 до 11$.

3.4.2. Доводка гравитационных концентратов.

Наличие присутствия в руде заметного количества железосодержащих гидроокислов и оксидов обусловливает возможность применения электромагнитной сепарации.

Для достижения содержания Z!TR,2C$ достаточно обеспечить в черновом концентрате содержание не ниже 10$.

3.5. Укрупненная проверка технологии обогащения синхизнтовой руды.

Проба руды Еесом около I т была отобрана из окисленной зоны Лугннгольского месторождения и испытания технологии обогащения проводились по двум вариантам на полупромышленной обогатительной установке Горного :шститута КНЦ РАН.

Вариант "А" соответствует классического направлению, согласно :;оторо.\!у в каждой стадах "оржпруются промпродукты с направлением их в рецикл (р:;с.3.7) •• Однако в отличие от известных способов, при данном варианте с в:штозпх сепараторов I п II стадий выд&аялзгсь богатые концентраты с содержанием 2ГТ& соответственно 9,6 и 8,9$ и

направлялись сразу же на доводку. Как зидно из рис.3.7 конечное извлечение синхизита составляет 50,3$ при выходе концентрата 16,8$. Остальное количество ценного минерала остается в хвостах (26,7$) и планах (22,99$). Благодаря гибко:! связи между аппаратаг-.ш переход на обогащение по варианту "Б" осуществлялся без остановки работающего оборудования (рис.3.8). Главное отличие этого варианта от варианта "А" состоит в том, что обогащение руды в I и II стадиях осуществлялось по разработанному нами способу.

Б соответствии с этим выход концентратов на винтовых сепараторах поддерживался на уровне 60$ от питания. При этом в концентрат I стадии переходит 43,8$ синхизита, а в концентрат II стадии почти 30$, что соответствет извлечению от операции около 70$. Доводка чернового концентрата обеспечивает извлечение синхизита в конечный концентрат почти 60$, в то время как при обогащении по варианту "А" извлечение ДТБ, составляет 50,3$.

4. Пере^ботка редко з ем ел ьнта_концен трат ов. _ 4.1. Исследование физико-химических особенностей вскрытия синхизитового концентрата.

Для изучения особенности разложения синхизита использован концентрат, полученный нами при полупромышленной проверке гравитационного обогащения.

Минеральный состав синхизитового концентрата следующий ($): сшхизит 60,0; монацит+паризит 1,0; карбонаты 28,5 (кальцит, доломит); пиролюзит 7,7; окислы и гидроокислн 1,5; кварц 0,4; рутил 0,5.

Химический состав концентрата ($): 5'"02 2,1; А1203 0,65; Р205 0,9; СаО 29,0; М$0 3,0; МпО 5,5; Ре203 3,5; 4,7; Т^ 0,3; Р 1,18; X Т&'27,6; У203 0,02; ТП02 0,4.

Для идентификации синхизитового концентрата использованы сле-дузоирге методы анализа: инфракрасная спектроскопия (ИКС), рентгеновская дифрактометрия, дериватографичесшш анализ и масс спектрометрия,

В ИК-спектре синхизитовых концентратов обнаружены полосы поглощения сильной и средней интенсивности в области частот: 1480, 1450, 1380, 1100, 1075, 875, 850, 730, 550 см-1 (рис.4.1).

Из анализа видно, что ИК-спектры синхизитового концентрата в целом соответствуют спектрам обычных фторкарбонатов редких земель. Поглощение на частоте 1480 см"-1-, по-видимому, вызвано колебаниями группы типа Е(V )(С-0). Имеющаяся полоса поглощения на частоте 1100 см"1 может быть отнесена к примесям в исследуемых образцах.

Полосы поглощения при 630 и 550 см-* отнесены к колебаниям связей ;,1-0, где Ы=РЗЭ или другие компоненты, входящие в концентраты. Совпадение полос поглощения концентрата с таковыми эталонами сшгаг-зита на частотах (см-1) 550-620, 730-875, I075-II00, 1450-1480 подтверждает, что главным носителем редких земель в рудах Лугин-гольского массива является синхизит (табл.4.1).

Таблица 4.1. Положение полос поглощения (см-*) в ПК-спектрах редкоземельных концентратов. • ■

Интервалы частят (см )

Эталонные образцы

Бастнезит ¡Паризит | Синхизит

Синхизитовый концентрат Лугингол

_ _1___1

300-700

_ 2 _

350 595

1 _ _з_

310 360

4

5

350

600

550-620

700-1000

724

750 836 864 873

728

840 868

730 840

876

730 850

875

I0Ü0-I600 1070 1070 1075

1082 1082 1100 1430 1440

1450 1450

1480

Дериваторгамиа синхизитового концентрата (рис.4.2) характеризуется эндотермическими эффектами в интервале температур 300-950°С, с максимумами при 280, 430, 690, 830 и 950. Из дериватограмм могло сделать следующие выводы: первый эффект в интервале до 280°С связан с потерей воды, эффекты при температуре 470-5С0°С соответствуют разложению синхизита, а эффект при изменении температуры от 690 до 830°С характеризуется разложением карбонатов типа броинерита (около 690°С) и кальцита вместе с доломитом (830°С).

Потери веса возрастают постепенно, по мере увеличения темпе-

ратуры. Общие потерн .массы при прокаливании составляют 29,9$.

?1а рис.4.3 представлены политермы общего давления и ионных токов газобразных компонентов (СО^ и С0+), образующихся при термической диссоциации синхизитового концентрата. Как и следовало ожидать, COg выделяется по две стадии: вблизи 500-530°С и 670-700°С. Дополнительные ступени могут быть объяснены выделением СО. По нашему мнению образование СО монет происходить только за счет окисления церия. Этот процесс можно описать реакцией:

ЗЛлСа(С03)2Г —2 ¿nF3+3CaC03+2C02+C0 (4.1)

СаС03-— Са0+С02 (4.2) или

Се2(С03)3—2Се02 + 2С02 + СО (4.3)

Установленный факт окисления церия штересен тем, что в процессе термообработки церий переходит в четырехвалентную форму. Образующийся при этом углекислый газ требует его утилизации с целью обеспечения экологических требований.

Результаты термического анализа и ИК-спектрометрии полностью подтверждаются данными рентгеновского фазового анализа (табл.4.2). Данные дифрактометрической диагностики материала показывают удовлетворительное соответствие исследованного концентрата эталонному синхизиту.

Таблица 4.2. Результаты рентгенометрического изучения синхизитового концентрата.

Эталонные образцы Концентрат Синхизит Бастнезит Паризит Кальцит Доломит Кварц

О d (А ) I с/(А° ) I , 0 0 d(A ) X d(A ) I ООО d(A ) I d(A ) I d(A ) :

I ! 2 ! 3 ! 4 ! 5 ! 6 ! 7

8,75 3 9Д 60 7,0 9 4,26 35

4,50 4 4,53 50 4,88 40 4,63 55 3,86 12 4,03 5

3,52 2 3 ;55 100 3,56 70 3,5S ICO 3,69 5

3,4б" 2

3,34 I 3,32 40 3,34 100

3,30 I 3,31

3,10 2 3,07 30

2,98 10 3,035 100

2,аЗ 2 2,87 ЮС- 2^333 50 2,85 3 2,88 ICO

2,75 I 2,80 100

2,28 3 2,28 20 2,273 30 2,20 30 2,285 18 2,192 30 2,282

I ! 2 ! 3 ! 4 ± 5 ! 6 ! 7

2,06 I 2,06 50 2,057 40 2,015 15

1,93 I 1,934 50 1,953 25 1,93 5 1,98 6

1,87 I 1,873 40 1,898 40 1,883 30 1,875 17 1,85 5 1,81 Г7

Таким образом, выполненные физико-химические исследования подтвердили, что главным носителем КЗЭ в Лугингольском массиве является синхизит.

4.2. Кислотные способы переработки синхизитового концентрата.

Для вскрытия фторкарбонатных концентратов в основном применяются лишь два метода: сульфатизация концентрата (бастнезит, лопа-рит, монацит) и высокотемпературное спекание концентратов с содой (иттросинхизит).

4.2.1. Азотнокислотный способ вскрытия концентрата.

Поскольку в полученном гравитационном концентрате содержание фтора не превышает 1,2$ (см.хим.сост.), что позволяет нам отказаться от использования соды.

Учитывая результаты термического и масс-спектрометрического анализов обкиг концентрата проводили в интервале температур 400 -800°С. При этом потери массы концентрата составляют около 30$.

При температуре не выше 4С0°С извлечение суммы оксидов РЗЭ в раствор не превышает 62$. Это связано с тем, что

тонкие вкрапления спнхизита в минералах пустой породы не контактируют с кислотой. Дальне:яиее повышение температуры приводит к вскрытию и этих частиц синхпзита. При температуре 60С°С извлечение лТЕ, достигает максимальных значений (97,1$). Снижение извлечения XТЯ. при дальне:':шем повышении температуры связано с образованием трудно-растворпшх соединени!, в частности труднорастворимой окиси церия в четпре>залентиом состоянии (СеО^) и соединений на основе кальция (см. формулы 4.1 - 4.3).

Окончательная схема вскрытия синхпзктозого концентрата приведена, на р:«.4.4 .

Последующее извлечение индивидуальных РЗЭ из азотнокислого раствора проводится но известной те:щолоши методом жидкостной экстракции с использованием различных органических экстрагентов в каскадах с небольшим числом ступеней.

4.2.2. Вскрытие концентрата по сернокислотному методу.

При сернокислотном методе разложения синхизитовых концентра-

toe получены гидрооксиды ЕЗЗ.

Полученный продукт ?ЗЭ-ов имеет следующий химический состав ($): 75,38 JSTR, 4,SO СаО, 2,7 5 0^, 0,81 Th02 и 0,75¿r0.

Извлечение суммы РЗЭ по данной схеме составило 88-50$. Чтобы получить чистые гидроокиси РЗЭ или мпшметалл, его необходимо дополнительно подвергнуть очистке от тория и сульфатов, а такие элементов группы кальция.

4.3. Извлечение редкоземельных элементов из апатитового концентрата.

Для полноты проведены испытания по разложению апатитового концентрата, полученного нами на стадии предварительного обогащения редкоземельной апатитовой руды комплекса Мушгаи-худук. Содержание суммы РЗЭ после кислотной переработки апатитового концентрата достигает почти 57,1$ с извлечением около 45-50$.

ОСНОВНЫЕ ВЫБОРЫ

1. В настоящей работе впервые в условиях Монголии выполнена комплексная оценка технологических особенностей редкоземельных руд страны. Для редкоземельно-апатитовых руд разработана двухстадийная схема предварительного обогащения, обеспечивающая получение концентрата с содержанием ZTR около 7,5$ при извлечении 88$. При этом в голове процесса выделяется более 30$ руды, представленной преимущественно пустой породой. Сущность его заключается в стабилизации флотационной пульпы и избирательного рсаздения тяж&яых минералов.

2. Исследованиями кинетики раскрытия синхизита установлено, что оптимальная начальная крупность измельчения руды в стержневых мельницах составляет -1,6 мм. При этой крупности помола достигается максимум удельной производительности мельницы по вновь образованному продуктивному классу -0,4+0,05 мм. В этом классе синхизит на 55-60$ представлен в раскрытом виде. Кроме этого выбор начальной крупности помола -1,6 мм определяется необходимостью сокращения излишнего шлакообразования. Предложена новая технология измельчения, при которой из продукта I стадшг измельчения путем грохочения по размеру зерна 0,6-0,8 мм удаляется и направляется непосредственно во II стадию измельченля.

3. В работе впервые показано, что гчбор оптимальных показателей обогащения при последовательном соединении гравитационных аппаратов должен проводиться в условиях равенства содержания полезного компонента в узкой фракции выходного потока последнего аппарата содержанием в питании этого аппарата и в исходном питании цепочки.

Использование этого нового способа оптимизации позволило разработать элективную двухстадпйную сленг/ гравитационного обогаце-ния с использованием винтовых сепараторов и концентрационных столов.

Показано, что при обогащении синхизитовоп руды по разработанной технологии извлечение синхизита в гравитационный концентрат составляет 67,2%, при содер::сании минерала около 14$. Последующая доводка концентрата путем использования сухой электромагнитной сепарации обеспечивает конечное извлечение синхизита 60$ и содержание Z TR 27,6$.

4. Предложен способ определения границы раздела потока на зернистую и шламовую зоны.

5. Е связи с незначительном'содержанием гтора (1,2$) в концентрате был разработан метод его вскрытия путем обжига с последующи выщелачиванием азотной кислотой. По этому методу извлечение РЭЭ в раствор достигает 97,1$.

6. Установлено, что степень извлечения редких земель в азотнокислый раствор зависит от температуры обжига, концентрации H.VO^ и температуры выщелачивания. Образование нерастворимого в азотной кислоте осадка, повидимому связано с окислением трехвалентного церия и переходом его в четырехвалентное состояние, а также образованием твердых растворов на основе кальция. Предложена формула, в соответствии с которой осуществляется реакция разложения синхизита.

7. По методу сернокислотного разложения силхизптоеого концентрата были получены сулили оксидов РЗЭ в гидрооксиде около 75$. Это недостаточно для получения чистых гидрооксидов РЗЭ, для чего требуется проведение дополнительной очистки от тория, кальция и других примесей.

8. Показана возможность извлечения редких земель из апатитового концентрата, получаемого методом избирательной стабилизации шламовой пульпы, при этом сумма оксидов FE3 достигает 58,1$ с извлечением 45-50$.

Основы диссертации опубликованы в следующих работах:

1. А.Хаумдас, А.Л.Ракаев, Р.А.Байтаршпнов. Применение гравитационных методов обогащения при подготовке слнхнзитозой руды к химической переработке (на р/сс.яз.) Труди ilXTPdüC 11НЦ АН СССР, 1990, I, с.16-19.

2. А.Хаумдас, А.Л.Ракасв, Г-.А.Байтар-Лпнов. Исследование по обогащешго спнхлзн'гоьой оудь- с помодья гравитационных и ;.:агнмтных •методов разделения. Труд!.: ".¡нститута химии A3 Лоиганш, Г:'£3, 28,

(в печати на анг.яз.).

3. A.Chaumdas, B.Myagmarjav, A.RaKaev, R.Baitar3hinov. The developing of the rational technology oí the Synchisite ore concentration (на анг.ЯЗ). 2nd International Conference on Rare Earth Development and Application. Beijing, China, May 27-31, 1991, Yol.1, p.484-486.

4. А.Хаумдас, Е.Еаяр, А.П.Ракаев, Г.Бурмаа, Ц.Цэцэгмаа, С.Хурэлбаатар. Физико-химические и технологические исследования концентратов труднообогатимых редкоземельных руд йонголии. Тезисы докладов, посвященные 25-летнему юбилею Ыонгольского Технического Университета. Улаанбаатар, 1994, с.6-7.

5. Нанимая Ashim, Вауаг.В, Burmaa.G, Rakaev.A, Myagmarjav.B, Synchisite-new гезоигоез of the rare earths. 3nd International Conference on Rare Earth Development and Application. Baotou, China, August 21-25, 1995 Yol.2 p.834-838

6 .А.Хаумдас. Редкоземельные металлы в новой технике. Наука и Еизнь (ШР). 1985, 6, с.71-73.

7. К.Оюун, А.Хаумдас. Результаты определения РЗЭ в карбонатных породах (на монг.яз.). Труды Института химии АН ШР, IS86, 25, с.36-47.

3. Б.Цэндээ, Ж.Оюун, А.Хаумдас. РЗЭ во флюоритовых породах w!HP (на монг.яз.). Известия АН ШР, IS86, 4, с.48-51.

9. И.Оюун, А.Хаумдас. К вопросу бумажно хроматографического определения содержания индивидуальных FS3 (на монг.яз.). Труды Института химии АН ШР, 198?, 26, с.24-31.

10. 1.0аун, А.Хаумдас. Результаты определения лаптопоидов в фосфоритах с применением нового экспрессного химического метода (на монг.яз.). Труды Института химии АН ПИР, 1985, 24, с.33-40.

11. Б.Баяр, А.Хаумдас, Б.-лягмаржлв. Исследование возможности извлечения РсН из месторождений ¡.ШР. Совещания специалистов НРБ, ¡.HP, СССР, ЧССР, БН? HÏÏI сран членов СЭБ по теме Ы1 НШ 4.3.3.14 "Разработка технологии получения окислов P31.I люмннофорной чистоты? Улаанбаатар, ¡.'¡онголия, 28-30 ноября 1£89.с.б-9

12. А.Хаумдас, Н.Твгэлдер. Новый способ обогащения редкоземельных рул,. Авторское свидетельство .'.'673. Заявл. 21.02.1990., опубл. Ü7.Ü4.I992. Известия техники и технологии, Улаанбаатар, 1992, 2, с.53.

r,oí m

Г »NU«! 100 100

f 'MIM«IM loo

CTiwwaiw treno»« » ивчщтши tete,

».70

>1иипи1 пищи« 1

i

CTiBtnvioa стсвкаш

i cëjmptiijmi_

.—I

if.il ÏVI.>e '""И'«11 l»Ptf»

ШВ 4111:01

M.57 iê.S7 Л.И 7.5) • «.1» 17.f7

)l.»J il.O fou г.г» !>.J 12.CJ

tO tO JO 40 S6\ fO • 70 »9 SO too СрЗе^жамио остатка,].

и

i wiimt

7к

7mt'

фр«ыая

tuainpirt

» iiufin Хаостм

Ьршшкох&шм количвсгвсяво-качеотмяш nuuo-гжчвсид схема предьарктвлАиого оОэгааени peiKO-эешльвд апататовых руд месторождения МгагаВ-Хтдаг ыотоаэм «зОкрагвдквоЯ сюОигэаци юсметхх и Овдамагацкж

t К юс m м m *4 м ****** м * Buxeí ж*тц*ятрлтш,1

ьзшотш м6гмы teurere uium m штокм. MOtpitOp«

Haw веди сюром* жэшляаюп ришш оотагкоа скяяиктовоВ руш » огероимаоАыалыааа

20 40 60 60 ' IW ¿Ü 40 60 ВО 100 ÜÍSU КОНДВПТАТА CTÛU ОТ %

Р*в.3.3 иоиитш О0ЭПЫВ1Ш СОЖГ0ТА *1

ш eiern« auroast çaoapatop /Ш/ -

коицшрщхоыи! cm /¿С/

¡Fxo*3»X Схема обогамаш ори &оьидэввгвдыом ома-иш двух aanapatoa по мшдитрату

Еа дешшнм

8ИНТ0В0Н С1Я1У*а<Я

гттттТт>

1кЛА Cua IJ>9MJMH uuumul » мигмш» сшапом! рты

OJ

Ншинт I

rte.2.1

Изменение mfepdoeo по ширине funmofoio потока

V»

^ w <3

Шламо1ая зона -

Содержание твердого âпитании сепаратора

Вых*1 тцлиу«««^

fO 20 JO 10 50 60 70 âO SO tOO ' Выход т6ер$ого,%

Fio.3.5 Доимтвл ©doraaei** вр* вараяжстм продуктов што-»ol се парада 1« мвцвтрвцвоисм отав

Pic4s .ö Изыввопв твердого по я*рыв вотового нотой

t)fMn I

Pic J.

Теиэдэгпема* схеиа ойогаиавхя ежвххвжтовэ! pjr-ы Ijnlinu /мрш( "А"/

Pic.3.9 Таи ai orne с iL&g ciaua обогдопя оишном!

PJHU IjnUrw /ьаржлмт ■£•/

Аге,гяо

у.м

*00 900 • too 709

ГУН

Ш«0, et i W

osorltEwut

((miaicuid, граватацаеиык)

' СИШЭИТОЕЫ! КОНЦЕНТРАТ

ранг. T-<00 с.

/

m смачивание

НмО, T;I*I:?. t-XVCOwwa.

AsoTioxMcau> ре спор £ej£U HMU

Pic.4.3 Мэсс-írw строг?®»« савяскового концентрате

1 - шип* (p)

2 -C0¿ 3'-СО(о<Ц)

4 - CO* (м ana том ооюютмго СО о« 44 шсои)

ДД1 PIIIUIIII аиааядуапвих редко век «ива

Pi«.4.^ • ТвыиэпгмекйК охам вар«р*6ога еиштюгв кокцаатрата

кдуыцяас аши^лы

т ¥ ж ы р ы м н

с

"Ыоцголиянын, байытуга киык сирек . кевдесепн мер злемекттер! рудаларынын, технологиялык ерекшел1кттер1н1н герттеу1".

Бул ецбек ен, алгаш рет Монголия магдайыкда осы елд1Н сирек кездесет1Н леер элементтер! рудаларынын, технология-лык ерекшел1ктер1н коыплекспк ттргыда багалауга арналган.

Кч*рамыкда сирек кегдесет1н же? злементтер! бар апатит рудаларын алдын-ала байыту тэс1Л1 уаоалкп, дисперсен к сис-теманын турактылыгыка эсер етет:н реагент-модификаторлардын К*рамы аныкталган.

Оинхивити баска мкнералдарган кпнетн:-:?.сы зерт-

телт, б!р1не-б1р1 жалгаскан гранптацкяль::-; аппараттардь::-: тп:мД1 лараметрлер:н тандау тееглдег. 1 нкыкталып. сикхпэпт рудасын байыту технологкясы ыгеге геырылган.

СпнхпзпттШ; ахаргу реакцклсыкь::-; форкуласк ускнылггн.

KHAUMDÀ5 ASH IM

SUMMERY

"The investigation of the technological features of the hard concentrated rare earth's ores of Mongolia"

The presented work is a first attempt to make in the condition of Mongolia a complex estimation of the technological features of the rare earth's ores of the country.

It was worked out a special method for rare earth's apatites ores a preliminary dressing of décantation and there were fcund the structures of reagents and modifications influencing on stability of the dispersion system.

The author investigated the emetic of opening syr.chisite and applied a new method of selection of optimum paramétrés of dressing by the cor.secut combination of gravitation apparatus and the cress:r.g technology of the synchisite ores.

At same time there was suggested a formula cmcerr. :: ;■• the way of reaction of synohisite decompcsi t : on should made.