Исследование комбинированной технологии обогащения низкосортных фосфоритовых руд центральных кызылкумов conference Paper

---

See discussions, stats, and author profiles for this publication at: 
https://www.researchgate.net/publication/343905910
ИССЛЕДОВАНИЕ
 КОМБИНИРОВАННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ
НИЗКОСОРТНЫХ
 ФОСФОРИТОВЫХ РУД ЦЕНТРАЛЬНЫХ КЫЗЫЛКУМОВ
Conference Paper
· November 2018
CITATIONS
0
READS
366
4 authors:
Some of the authors of this publication are also working on these related projects:
«РАЗРАБОТКА ЭФФЕКТИВНЫХ И ЭКОНОМИЧЕСКИ ВЫГОДНЫХ СПОСОБОВ ОЧИСТКИ ВОДЫ ПРУДКА ХВОСТОХРАНИЛИЩА И
ОБОРОТНОЙ
ВОДЫ ЦЕХА БИОКС ГМЗ-3».
 
View project
Исследование
химических и физико-химических процессов при бактериальном окислении флотоконцентрата.
 
View project
Ilhom Axrorovich Tagayev
Navoi State Mining Institute
78
PUBLICATIONS
36
CITATIONS
SEE PROFILE
Nodirjon Abdixakimovich Doniyarov
Navoi State Mining Institute
63
PUBLICATIONS
32
CITATIONS
SEE PROFILE
Anvar Asrorov
Navoi State Mining Institute
32
PUBLICATIONS
9
CITATIONS
SEE PROFILE
Islom Murodov
Navoi State Mining Institute
43
PUBLICATIONS
12
CITATIONS
SEE PROFILE
All content following this page was uploaded by 
Islom Murodov
on 27 August 2020.
The user has requested enhancement of the downloaded file.

---

118 
ПЕРСПЕКТИВЫ ИННОВАЦИОННОГО РАЗВИТИЯ ГОРНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО КОМПЛЕКСА
ИССЛЕДОВАНИЕ КОМБИНИРОВАННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ 
НИЗКОСОРТНЫХ ФОСФОРИТОВЫХ РУД ЦЕНТРАЛЬНЫХ КЫЗЫЛКУМОВ
 
Н.А. Донияров, И.А. Тагаев, А.А .Асроров, И.Н. Муродов, С.А. Каримова
Навоийский государственный горный институт, Узбекистан 
Республика Узбекистан является страной интенсивного потребления 
фосфоритовых 
удобрений. 
Перспективы 
дальнейшего 
увеличения 
добычи 
фосфоритного сырья для ликвидации дефицита определяется возможностями 
привлечения в производство низкосортных некондиционных фосфоритовых руд путем 
их обогащения.  
Следует отметить, что подавляющее большинство руд в естественном виде 
далеко не удовлетворяют требованиям ни по содержанию Р
2
О
5
, ни по количеству 
вредных примесей. Поэтому в общую схему переработки фосфоритовых руд включается 
еще один важный этап – обогащение [1]. 
В данной работе рассмотрены возможности обогащения бедных фосфоритов с 
использованием процессов обесшламовования, карбонатной флотации, фосфоритовой 
флотации, химическое дообогащение флотоконцентратов.
При проведении лабораторных экспериментов по обесшламливанию брались 4 
пробы высококарбонатных руд Кызылкума. Руда подвергалась измельчению до 40-45% 
класса –0,074 мм с использованием лабораторного измельчителя–истирателя. 
Результаты экспериментов по обесшламливанию забалансовых руд с исходным 
содержанием P
2
O
5 
12,6 – 14,7 % (Ж:Т-2,5:1 и τ = 30 мин), показывают возможность 
получения отмытого фосконцентрата, с содержанием P
2
O
5 
20,4 – 22,3 %, с содержанием 
P
2
O
5 
18-19%. При этом, выход отмытого фосконцентрата составил 40,0 -50,0%.
При карбонатной флотации использовались пробы отмытых фосконцентратов. 
Перед флотацией пробы измельчались до 65% класса – 0,074мм. Как известно, для 
флотации окисленных минералов используются в основном соли жирных кислот 
(олеиновая кислота). В экспериментах в качестве заменителя олеиновой кислоты был 
использован соапсток (отход Каттакурганского масложирового комбината) и заменителя 
синтетических высших спиртов - фомол. Соапсток - натриевые соли жирных кислот 
(среднее число атомов в радикалах жирных кислот колебалось С
10
– С
18
), являющиеся 
производственным отходом масложировой промышленности и производственный его 
расход составляет 400 г/т. В экспериментах рН среды регулировалась азотной кислотой 
с рН 4,5 – 5, 0. Лабораторные опыты по карбонатной флотации проводились на 
обесшламленной руде, содержащей 16,7% Р
2
О
5
, на лабораторной флотомашине с 
емкостью камеры 0,5 л.
При флотации карбонатов азотной кислотой, содержание Р
2
О
5 
в камерном 
продукте составляет 17,8% при извлечении 81,2%. Расход азотной кислоты НNO
3
при 
карбонатной флотации составляет 6 кг/т, что соответствует рН = 4,5-5,0.
Фосфоритовая флотация проводилась с использованием камерного продукта 
(Р
2
О
5 
- 20,7%,) карбонатной флотации. В качестве реагента-собирателя для фосфатных 
минералов использовались фомол. По литературным данным и результатам 

---

119 
II СЕКЦИЯ. ПЕРЕДОВЫЕ ТЕХНОЛОГИИ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО ПРОИЗВОДСТВА И ОБОГАЩЕНИЯ МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ 
исследований видно, что фосфатные минералы флотируются в щелочной среде. Для 
регулирования рН среды в процессе фосфоритовой флотации добавили СаО.
Таким образом, в результате проведенных исследований по схеме фосфоритовой 
флотации установлен следующий оптимальный реагентный режим: расход фомола – 300 
г/т, расход СаО до рН 8,0-8,5, при котором достигнуты следующие технологические 
показатели: выход фосфатного концентрата – 56,1% при содержании 24,5% и извлечении 
65,4% [3]. 
При изучении химического состава флотоконцентрата выявлено значительное 
количество (24-26%) свободного кальцита, которые при разложении фосфоритов кислотой в 
производстве аммофоса, образуют устойчивую пену мешающую ведения технологического 
процесса. Поэтому, для ликвидации пенообразования фосконцентрата обжигают, с целью 
удаления СО
2
.
Работы по химическому обогащению фосфоритовых руд с использованием 
азотной кислоты рассмотрены в работе [4]. Задача этих исследований были в другом 
аспекте. Для химического дообогащения использовали флотоконцентрат следующего 
состава (вес. %): 24,5 Р
2
О
5
; 40,71 СаО; 11,2 СО
2
; 1,24 Al
2
O
3
; 1,05 Fe
2
O
3
; 1,75 МgО; 2,0 F; 
1,94 нерастворимого остатка и азотную кислоту. Расход HNO
3
брали из расчета на 
содержание свободного СаСО
3
, которое составляло 25% от массы концентрата. 
Обработка флотоконцентрата с раствором азотной кислоты осуществляли при 
температуре 25-30
0
С в стеклянном реакторе при перемешивании в течение 20 мин. 
Полученную пульпу разделяли декантированием. Сгущенная часть промывалась водой, 
взятой в весовом соотношении к исходному флотоконцентрату 2:1.
Таким образом, при дообогащении флотоконцентрата с раствором азотной 
кислоты оптимальный расход и концентрация азотной кислоты соответственно 
составляют 100 и 50%. При этом, выход концентрата составляет 77,6%. Содержание Р
2
О
5
в концентрате 28,6%, при извлечении 91,4%.