Козин В.З. Исследование руд на обогатимость

Подождите немного. Документ загружается.

170

после дробления класса

∑

′′

′

′′

′′′

jiii

rPrr

и т. д.

Расчет выходов породы и концентрата по приведенным формулам соот-

ветствует идеальному разделению.

12.6. Современные разработки схем по принципу

«не обогащать ничего лишнего»

В современных условиях, когда имеется технологическое оборудование

для обогащения руд любой крупности, разрабатываются схемы, частично реа-

лизующие рекомендуемую общую схему обогащения.

Схема обогащения сурьмяной

руды с получением двух концентратов

[60] представлена на рис. 12.9. После первой стадии обогащения используются

гравитационные аппараты для извлечения грубозернистого концентрата анти-

монита (Sb

) плотностью 4500-4600 кг/м

. После второй стадии измельчения

использована флотация по схеме: основная флотация, две контрольные и три

перечистки.

Руда

Измельчение до -2 мм

Обогащение на винтовом сепараторе

Обогащение на концентрационном столе

К 1,2

Измельчение

Флотация

П 5

К 3

Обогащение на концентрационном столе

Рис. 12.9 Схема стадиального обогащения сурьмяной руды:

К1,2 – крупнозернистый и среднезернистый концентрат; К3 – мелкозернистый кон-

центрат; П5 – порода, выделяемая в последнем (пятом) технологическом классе

Схема обогащения медноколчеданной руды с выводом трех концентра-

тов и двух хвостов разработана для Гайской обогатительной фабрики.

Сульфиды обычно обогащаются флотацией. Однако необходимость до-

ведения крупности руды до флотационной приводит к переизмельчению суль-

фидов.

171

Авторы [61] предлагают фракционное (стадиальное) обогащение суль-

фидных руд, применяя гравитационные методы обогащения сульфидов в доф-

лотационной крупности.

Гравитационным обогащением из материала крупностью + 0,10 мм из

руды Гайского месторождения можно выделить свободное золото и коллектив-

ный сульфидный концентрат (50 % пирита, 22 % халькопирита и 6,5 % сфале-

рита) и отвальные хвосты с выходом 50 %.

Материал крупностью -0,10+0,044 мм успешно обогащается

флотацией.

Для Гайской обогатительной фабрики создана такая схема (рис. 12.12), в

которой слив второй и третьей стадий измельчения флотируются с выводом

медного концентрата при «голодном» режиме по расходу собирателя

(рис. 12.12) с использованием аэрофлота вместо бутилового ксантогената. Вы-

сказанное нами в 2001 году положение о необходимости такого режима [62]

нашло практическое подтверждение.

Извлечение меди

в концентраты К1 и К2 составляет 30-40 %.

Руда

I и II стадии измельчения

Флотация

К 3

(цинковый концентрат)

К 1

(1-я медная головка)

III стадия измельчения

Флотация

К 2

(2-я медная головка)

П 5

(хвосты)

Доизмельчение

Флотация

К 3

(медный концентрат)

Рис. 12.12 Стадиальная схема обогащения руды на Гайской обогатительной фабрике

Специфические схемы для выделения концентратов разработаны для

Николаевского и Орловского месторождений [69, 64]. «Стадиальность» в этих

случаях (рис. 12.13) достигается различными режимами проведения флотации.

При этом концентраты называют по-разному: «медный концентрат головки»,

«медный концентрат» и «медный продукт». Получаемые показатели для от-

дельных продуктов приведены в табл. 12.1.

172

При таком решении в концентрат К1 выводятся легкофлотируемые ми-

нералы, как правило, в «голодном» режиме по подаче собирателя. Затем обес-

печивается вывод породы П3 (в данном случае - пирита), после чего выводится

концентрат К2 и, наконец, К3. В связи с наличием второго флотируемого мине-

рала – цинка реализуется его извлечение и вывод хвостов

П4 – П5.

Руда

Измельчение

Медная головка

Дофлотация меди

Хвосты 2

Коллективная флотация сульфидов меди и цинка

Цинковый

концентрат

Медная флотация

Сu концентрат

головки

Cu продукт

Цинковая флотация

Общий Сu концентрат

Регулятор рН

Модификатор

Собиратель

Пенообразователь

Собиратель

Регулятор рН

Модификатор

Собиратель

Регулятор рН

Собиратель

Модификатор

Сu к-т

Хвосты 1

Общие хвосты

К 1

К 2

К 3

П 3

П 4 П 5

Рис. 12.13 Схема обогащения с выделением трех концентратов и двух хвостов

Таблица 12.1

Показатели обогащения колчеданной медно-цинковой руды

Николаевского месторождения

Массовая доля, % Извлечение, %

Продукты Выход,

Cu Zn Cu Zn

Медный концентрат головки 3,8 25,06 3,71 54,4 5,6

Медный концентрат 1,9 24,76 5,46 26,9 4,2

Медный продукт 1,1 12,10 15,20 7,6 6,7

Общий медный концентрат 6,8 22,87 6,07 88,9 16,5

Цинковый концентрат 2,7 3,18 44,21 4,9 47,8

Хвосты цинковой флотации 5,4 0,6 5,40 1,9 11,7

Хвосты коллективной флотации 85,1 0,09 0,61 4,3 24,0

Общие хвосты 90,5 0,12 0,98 6,2 35,7

Руда 100 1,75 2,5 100 100

173

Для обогащения полиметаллической руды Орловского месторождения

разработана двухстадиальная схема (рис. 12.14) на основе зависимостей рас-

крываемости халькопирита, сфалерита и пирита.

Руда

I Измельчение

1-я медная «головка»

Cu-Pb флотация

Хвосты

II Измельчение

Цинковый

концентрат

2-я медная «головка»

Сu концентрат

«головки»

Cu-Pb концентрат Цинковая флотация

Общий Сu концентрат

Регулятор рН

Модификатор

Пенообразователь

Собиратель

Регулятор рН

Модификатор

Собиратель

Регулятор рН

Модификатор

Собиратель

Рис. 12.14 Технологическая схема обогащения полиметаллической руды

Орловского месторождения

При обогащении железных руд трудно выделить стадиально концентра-

ты. Однако схема со стадиальным выделением концентрата и хвостов из желез-

ной руды уже разработана и испытана на обогатительной фабрике СП «Вост

ГОК - Ашурст» (Украина), названная рациональной (рис. 12.15). Массовая доля

железа в руде 40,7 %, в том числе магнитного 28,9 % [65].

При этом выход кондиционных концентратов

с массовой долей железа

67-67,3 % составляет 48 %.

174

Руда

Измельчение

Классификация

МС

К1

МС

Измельчение

П3

МС

П4а

Классификация

МС

К2

Измельчение

К3П5

П4

Выход 17 %

Выход 12 %

Выход 19 %

Рис. 12.15 Стадиальная схема обогащения железной руды

Обычно мелкий класс на железорудных фабриках сухой магнитной се-

парации не подвергают. В работе [66] доказано, что для этого продукта хорошо

подходит сухая магнитная сепарация во взвешенном состоянии, позволяющая

обогащать руду крупностью -15+0 мм и даже -8+0 мм влажностью 6 % и даже

выше. Сепарация во взвешенном состоянии состоит в том, что магнитная сис-

тема

устанавливается над конвейером на расстоянии 0,1-0,15 м. Процесс отли-

чается высокой избирательностью и позволяет получать концентрат непосред-

ственно из дробленого продукта.

Высокая эффективность сухой магнитной сепарации во взвешенном со-

стоянии показана при сепарации магнетитовой руды крупностью 12-0 мм

(табл. 12.2). Прирост содержания железа в магнитном продукте увеличился

практически вдвое по сравнению с сепарацией

на барабанном сепараторе при

одновременном увеличении выхода немагнитной фракции на 6,65 %.

Таблица 12.2

Результаты сухой магнитной сепарации магнетитовой руды*

Продукты

Выход,

Массовая доля

железа, %

Извлечение же-

леза, %

Прирост массовой

доли железа, %

Магнитный 69,07 55,82 91,68 13,77

Немагнитный 30,93 11,31 8,32

Исходный 100,00 42,05 100,00

*Напряженность магнитного поля - 69,4 кА/м. Угол наклона магнитной системы - 15º. Про-

изводительность – до 2,2 т/ч

175

Глава 13.

ИСПЫТАНИЯ ОТДЕЛЬНЫХ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ

ОПЕРАЦИЙ ОБОГАЩЕНИЯ

13.1. Достоверность результатов при технологических

испытаниях (опытах)

Если выполнить несколько технологических опытов в одних и тех же

условиях, результаты будут разными.

Даже при отсутствии систематической погрешности это различие будет

предопределять неизбежная случайная.

Одна навеска руды отличается по массовой доле от другой, и это разли

чие можно установить по формуле случайной погрешности сокращения проб.

Отличаются навески и другими характеристиками. Случайные погрешности

вносятся также на всех этапах выполнения испытаний (опыта) и анализов полу-

ченных продуктов.

Сопоставление влияния на погрешность результата испытания (опыта)

составляющих погрешности показало, что всегда превалирует технологическая

составляющая. Погрешность за счет аналитической составляющей находится

пределах 3-5 % относительных от полной погрешности [67].

Технологическая погрешность лабораторных опытов по извлечению со-

ставляет, %

для радиорезонансной сепарации 5 %

для сульфидной флотации 3,5 %

для шеелитовой флотации 2,5 %

для молибденовой флотации 9,2 %

для выщелачивания мышьяка 4,0 %.

Установлены средние относительные среднеквадратичные отклонения

показателей технологических процессов при лабораторных исследованиях (на

примере вольфрамовых, молибденовых и оловянных руд), %

для массовой доли металла

в концентрате 10-30

в хвостах 20-40

для выхода концентрата 10-20

для извлечения в диапазоне

60-70 10-5

70-90 5-2 .

Если установлены требования к погрешностям результатов технологи-

ческих испытаний, то на основе указанных погрешностей лабораторных

техно-

логических опытов можно рассчитать необходимое число опытов по известной

погрешности среднего:

доп

тех

доп

тех

== .

176

Здесь S

тех

– абсолютная среднеквадратичная погрешность технологиче-

ского опыта;

тех

–относительная погрешность технологического опыта;

доп

и Р

доп

– абсолютная среднеквадратичная и относительная до-

пустимые погрешности.

Опыт показал, что это число n составляет минимально 2-3.

При наличии результатов параллельных опытов могут быть рассчитаны

фактически достигнутые погрешности технологических показателей.

В полупромышленных условиях погрешности оценены на примере тан-

тало-ниобиевых и оловянных руд. Так как в этих условиях возможно оператив-

ное опробование

руды и продуктов обогащения, то установлена сильная измен-

чивость массовых долей. Относительное среднеквадратичное отклонение мас-

совой доли тантала в пробах руды составило 25-70 %, в концентрате – 70-

-170 %, в хвостах – 20-70 %. Абсолютное среднеквадратичное отклонение для

извлечения за смену составляет 5-10 %. При хорошем усреднении руды и регу-

лировании процесса достигаются меньшие величины отклонений [67].

Минимальное число смен при

балансовом опробовании испытаний тех-

нологий обогащения редкометалльных и оловянных руд составляет при допус-

тимой погрешности:

по извлечению 3 % 10-20 смен

1,5 20-30

0,5-1 100 .

При получении фактических результатов за отдельные смены рассчиты-

ваются фактические погрешности показателей.

13.2. Испытания информационных методов разделения

Испытания сепараторов для разделения руды по информативному при-

знаку предусматривают, главным образом, выбор информационного

признака

разделения, позволяющего определять массовую долю компонента в куске.

Некоторые свойства минералов и элементов, слагающих минералы,

предопределяют этот выбор. Так, естественная радиоактивность элементов

(урана, калия, фосфора) позволяет определять массовую долю этих элементов в

кусках руды.

Так, люминесценция алмазов позволяет определять алмазы среди кус-

ков руды.

С использованием ряда других физических

свойств минералов и эле-

ментов разработаны схемы разделения кусков угля, бериллиевой руды и т. п.

Однако по-настоящему универсальными вариантами сортировки явля-

ются:

- фотометрическая (оптическая) сепарация;

- рентенорадиометрическая (рентгенофлюоресцентная или рентгенос-

пектральная) сепарация;

- термодинамическая СВЧ сепарация.

177

Эти информационные признаки позволяют определять массовую долю

минерала или элемента в кусках любой руды. Первые два метода являются по-

верхностными, третий – объемный.

Так как установки для сортировки являются сложными, а необходимые

для испытания пробы большими, то практические испытания сортировки про-

водятся в специализированных лабораториях, организуемых, как правило, при

заводе-производителе или

его филиале. В такую лабораторию поставляется

проба необходимой для испытаний массы и крупности, для которой подбирает-

ся режим (порог) разделения и выполняется испытание. Так как сепарационная

характеристика сортирующего аппарата достаточно крутая, обычно пытаются

решить задачу разделения за одну операцию с тем, чтобы на одном аппарате

получить либо отвальные хвосты, либо

кондиционный концентрат.

Опыт разделения проб показал, что указанные три информационных

сигнала являются действительно универсальными.

Примеры использования фотометрических сепараторов:

- промышленная добыча алмазов;

- добыча никеля;

- добыча кальцитов высокой белизны;

- сортировка вторичного стекла;

- сортировка вторичного металла.

Метод Opto Sort является альтернативой применяемому последние 30

лет рентгеноспектральному методу. Разработаны и используются модели про-

изводительностью 60 т/

ч для продуктов крупностью 5-80 мм и 250 т/ч для про-

дуктов крупностью 40-300 мм.

В Екатеринбурге создан Уральский центр радиометрического обогаще-

ния на основе сепараторов ООО «РАДОС». Эффективность использования

рентгенорадиометрических сепараторов ООО «РАДОС» показана для золото-

содержащих руд крупности -60+20 и -150+40 мм, для полиметаллических руд

крупности -50+25 мм и -200+50 мм, для оловосодержащих, вольфрамсодержа-

щих

и молибденсодержащих руд крупности -150+25 мм, -50+25 мм и для пла-

виковошпатной руды крупности -100+25 мм и -40+20 мм. Испытаны пробы бе-

риллиевой руды, сидеритовой руды (классы крупности -300+150 мм, -150+40

мм и -40+20 мм), кварцевой руды, хромовой руды, никелевых шлаков, огне-

упорного лома и т. п. Все испытания показали возможность эффективной на-

стройки и обогащения самых

разных продуктов с производительностью 10-

-50 т/ч.

Сепараторы с использованием термодинамического СВЧ-фактора испы-

таны на железной руде и шлаках.

13.3. Испытания гравитационных методов разделения

Выбор аппаратов для разделения по плотности основан на следующих

правилах [68]:

178

1. Для руды крупностью более 50 мм вариант один – тяжелые суспен-

зии, а для руды крупностью -50+8 мм – тяжелые суспензии и отсад-

ка.

2. Для руды крупностью -8+2 мм вариант один – отсадка, хотя воз-

можно использование тяжелосредных гидроциклонов.

3. Для руды крупностью -2+0,1 мм возможно использование как от-

садки, так и винтовых сепараторов или концентрационных столов.

Для выбора следует учитывать особенности этих аппаратов.

Если зерна минерала концентрируются в мелких классах и име-

ют плоскую форму, эффективна винтовая сепарация, если в круп-

ных классах, лучше отсадка.

4. Всегда эффективно сочетание различ-

ных аппаратов.

Эффективные сочетания:

«основная концентрация – винтовой сепаратор, пе-

речистная - стол»;

«отсадка - стол» для извлечения крупных

классов;

«отсадка – винтовая сепарация на хвостах» - для

получения отвальных хвостов.

Пример сочетания гравитационных

аппаратов для обогащения бурожелезняковых руд

(разработка ВИМС) представлен на рис.

13.1. По такой схеме извлечение железа в концентрат больше на 15 %, чем при

использовании только отсадки.

13.3.1. Тяжелые суспензии

Обогащение в тяжелых суспензиях возможно на материалах большой

крупности

от -300 мм. При этом считается, что материал крупностью +10(8) мм

лучше обогащать в тяжелосредном сепараторе, а материал крупностью

-10(8)+2 мм – в тяжелосредных гидроциклонах [68].

Рабочую суспензию готовят плотностью δ

разд

-∆, где ∆=200-400 кг/м

, из

смеси ферросилиция и магнетита в соотношении, указанном в табл.13.1.

Таблица 13.1

Выбор утяжелителя в зависимости от плотности разделения

Плотность разделения

разд

Плотность рабочей

суспензии δ

разд

-∆

Массовое соотношение маг-

нетит - ферросилиций m

2000 1600-1800 Магнетит

2200 1800-2000 9:1

2400 2000-2200 7:3

2600 2200-2400 5:1

2800 2400-2600 3:7

3000 2600-2800 1:9

3200 2800-3000 Ферросилиций

Отсадка

Винтовая сепарация

Концентрат

промпродукт

Хвосты

Концентрат

Рис. 13.1 Схема взаимодей-

ствия двух гравитационных

аппаратов

179

Плотность используемых магнетитовых концентратов равна 4300-

-4600 кг/м

, плотность ферросилиция 7200 кг/м

Плотность утяжелителя ρ

ут

,состоящего из смеси магнетита ρ

и ферро-

силиция ρ

фм

ффмм

ут

ρρ

Для приготовления суспензии объемом V и плотностью

cус

δ нужно взять

ут

и V

воды

Масса утяжелителя

ут

= V (δ

сус

-1000)

1000ρ

ут

−

Объем воды

воды

= V

ут

−

Для разбавления суспензии с плотностью δ

сус1

до δ

сус

масса воды на 1 м

суспензии, кг/м

воды разб.

1000δ

δδ

cуc

cуccуc1

−

·1000 кг/м

Для увеличения плотности суспензии с плотностью δ

сус2

до δ

сус

необхо-

дима масса утяжелителя на 1 м

суспензии, кг/м

ут доб.

ут

cуcут

cуc2cуc

δρ

δδ

⋅

−

Находящаяся в емкости суспензия может быть несколько неоднородной.

Если пробы суспензии, взятые на поверхности и на глубине 200-250 мм, отли-

чаются по плотности на 20-30кг/м

, то это свидетельствует о том, что суспензия

хорошего качества.

Пробу перед обогащением в тяжелых суспензиях следует отмыть от

шламов. Затем в сосуд для разделения заливается суспензия заданной плотно-

сти и загружается руда массой 3-10 кг в зависимости от емкости сосуда. Сус-

пензия интенсивно перемешивается черпаком, затем 5-10 секунд отстаивается,

и всплывшая фракция

черпаком с сетчатым дном переносится в другой сосуд.

Эта процедура выполняется несколько раз.

Отмытые от суспензии продукты сушатся и анализируются.

13.3.2. Отсадка

Отсадка мелкого рудного материала осуществляется на решете с искус-

ственной постелью [68].

В процессе работы на искусственной постели создается естественная

постель из крупных тяжелых зерен рудного материала. Она препятствует про

хождению в подрешетный продукт легких зерен.

Искусственная постель создается из металлических шариков, из дроб-

леных и окатанных рудных и нерудных минералов. Лучше всего готовить ис-

кусственную постель из молотого ферросилиция на цементной связке. При