Козин В.З. Исследование руд на обогатимость

Подождите немного. Документ загружается.

180

этом можно подготовить шарообразные частицы нужной крупности и плотно-

сти. Крупность частиц искусственной постели принимают в 4-5 раз больше

максимальной крупности обрабатываемого материала; толщина искусственной

постели (2-4)d

max

Толщина рудного слоя должна составлять (10÷20)d

max

Амплитуда пульсирующей воды (А) увеличивается с увеличением круп-

ности кусков руды для тяжелых руд примерно так: для d

max

=0,5 мм А=5 мм;

max

=2 мм А=8-12 мм; d

max

=12 мм А=20-25 мм. В общем случае для легких руд

амплитуда пульсаций должна быть не более 1/3 толщины рудного слоя. Частота

пульсаций связана с величиной необходимого ускорения, которое должно со-

ставлять для мелкой руды 0,1-0,15 м/с

, для крупной руды (-12+2 мм) –

0,2 - 0,3 м/с

, а для крупной тяжелой руды – более 0,3 м/с

. Частоту пульсаций

следует рассчитывать для выбранного ускорения.

После выбора этих важнейших параметров в лабораторных условиях

при назначенных расходах руды и подрешетной воды нарабатывают естествен-

ную постель. Если выход концентрата при этом существенно отличается от

ожидаемого, следует изменить параметры искусственной постели.

Если внешне процесс протекает удовлетворительно, и выход концентра-

та соответствует

ожидаемому, концентрат и хвосты опробуются и рассеиваются

на классы крупности. Это позволяет оценить правильность выбранного режима

и при необходимости исправить его. После 2-3 опробований удовлетворитель-

ный режим может быть найден.

13.3.3. Винтовые сепараторы и винтовые шлюзы

Задачами винтовой сепарации обычно являются или предварительная

концентрация минералов, или перечистка хвостов и шламов (на шлюзах

). Круп-

ность материала принимается -1+0,02 мм на сепараторах диаметром 500 мм и -

4+0,15 мм – на сепараторах диаметром 1000 мм и более (крупность легких ми-

нералов может доходить до 15-20 мм) [68].

Производительность сепаратора следует устанавливать такой, чтобы

процесс был устойчивым. При перегрузке сепаратора разделение прекращается.

Разжижение пульпы Ж:Т должно быть (3-4):1, а при малых нагрузках -

(4-6):1,

и таким, чтобы слой воды над материалом был 2-4 мм. Смывную воду

лучше подавать после каждого отсекателя, кроме последнего.

Для получения отвальных хвостов требуется 2-3 перечистки. В лабора-

торных условиях устанавливается принципиальная целесообразность примене-

ния винтовой сепарации, схема уточняется в полупромышленных или промыш-

ленных условиях.

13.3.4. Концентрационные столы

Легкообогатимые руды разделяются на столе

без классификации [68].

Только тонкие шламы не обогащаются. Чем меньше максимальная крупность

руды, тем более тонкие частицы могут быть выделены в концентрат, вплоть до

0,03-0,05 мм. Если же руду делят на классы крупности, то лучше эти классы

181

получать грохочением, например на классы -1+0,25 и -0,25+0 мм, а материал

крупностью -3 мм – на классы -3+0,5; -0,5+0,15 и -0,15+0 мм.

Концентрационный стол должен соответствовать поставленной задаче.

Время пребывания материала на столе должно быть достаточным для разделе-

ния частиц. Нарифления должны быть тем выше, чем больше крупность мате-

риала. Для материала крупностью до 3 мм высота нарифлений может

быть до

25 мм, а для тонкозернистого материала 10-15 мм, а расстояние между нариф-

лениями больше. На шламовых столах чередуют высокие и низкие нарифления,

а расстояния между нарифлениями еще больше.

Амплитуда качаний ориентировочно определяется по формуле

max

18 dA =

, мм, а частота

max

250

n =

,1/мин, где d

max

в мм.

Нагрузка стола должна быть такой, чтобы образовался хороший веер

разделения, а разжижение – минимальным, обеспечивая лишь достаточное раз-

рыхление материала.

Смывную воду лучше подавать системой кранов, расположенных по

всей длине деки, а не с помощью желоба вертушками.

Регулировка осуществляется нагрузкой, смывной водой и поперечным

уклоном так, чтобы концентрат сходил

на расстоянии 5-8 см от угла деки. Про-

цесс разделения весьма чувствителен к поперечному углу деки.

При налаженном визуально процессе проводится опробование продук-

тов разделения, рассев проб на классы крупности и анализ этих классов, на ос-

нове чего производится дополнительная регулировка процесса.

Если нужно выделить тяжелую фракцию, то выделяют концентрат, хво-

сты

и промпродукты, которые затем перечищаются (рис.13.2, 13.3, 13.4) [68].

Основная операция

I контрольная

II контрольная

Перечистная операция

1-й концентрат

2-й концентрат

1-й промпродукт

2-й пром-

продукт

Хвосты

Руда

I основная операция

I контрольная опер.

II контрольная опер.

I перечистная операция

Концентрат

1-й промпродукт

2-й промпродукт

Хвосты

Руда

II основная операция

II перечистная операция

Рис. 13.2 Схема обогащения на столе руды с вы-

сокой массовой долей тяжелых минералов

Рис. 13.3 Схема обогащения на столе руды

с низкой массовой долей тяжелых минера-

лов

182

I основная операция

I контрольная опер.

II контрольная опер.

I перечистная опер.

1-й концентрат

Промпродукт

2-й концентрат

2 хвосты

Руда

II основная операция

II перечистная опер.

1 хвосты

Рис. 13.4 Схема обогащения на столе руды со средней массовой

долей тяжелых минералов

Концентрационные столы позволяют получать три и более продуктов

разделения, что позволяет создавать с их помощью схемы с выделением серии

концентратов.

13.3.5. Центробежные концентраторы

Условия гравитационного обогащения в центробежных концентраторах

реализуются в некотором среднем интервале значений отношения объемной

производительности Q и угловой скорости вращения ω.

Крупность обогащаемого материала определяется из условий

беспре-

пятственного продвижения зерен. Для концентраторов диаметром 120, 300 и

400 мм крупность материала составляет -4, -6 и -8 мм. Полезным оказалось до-

бавлять в мелкую обогащаемую смесь до 30 % более крупных зерен легких ми-

нералов.

Разжижение пульпы Ж:Т должно составлять от 10:1 до 20:1. Угловая

скорость вращения должна быть такой, чтобы окружная скорость вращения

верхнего среза стенки (

на уровне слива) составляла 4,5-5 м/с. Высота выступов

на стенке центробежного концентратора должна быть равна (1,5÷2)d

max

обога-

щаемого материала.

Продолжительность работы концентратора между сполосками устанав-

ливается экспериментально.

Работа центробежных концентраторов на медной фабрике при попут-

ном извлечении золота из руды крупностью -0,15 мм показала, что за один при-

ем степень концентрации золота достигает 500 при производительности, в

10 раз большей, чем обеспечивают концентрационные столы.

13.4. Испытания магнитных методов разделения

При подготовке руды для магнитного обогащения нужно, чтобы руда

была достаточно узко классифицирована: d

max

min

≈3. Целесообразно проводить

обесшламливание по классу 5 мкм – 10 мкм.

Большую часть породы следует выделять путем сухого обогащения или

сортировки.

183

Сухая магнитная сепарация используется при переработке руд скарно-

вого типа и бедных руд, в которых после мелкого дробления раскрытие породы

достигает 30 %. Однако целесообразно всегда изучать и рассматривать возмож-

ности сухой магнитной сепарации вплоть до крупности 6 мм и менее. Так, при

обогащении таконитов (магнетитовых кварцитов) сухое обогащение мелко-

дробленой руды позволяет получить

сухие хвосты с выходом 37 %.

Как сухая, так и мокрая магнитная сепарация не позволяют получить

конечные продукты в один прием. Поэтому обычно используются контрольные

или перечистные операции.

Мокрая магнитная сепарация обычно проводится в 3-5 стадий в зави-

симости от требований к качеству концентрата.

Одно из возможных решений выделе-

ния на стадии магнитной

сепарации как поро-

ды, так и концентрата, предложенное

Пелевиным А. Е. [69], выполнять магнитную

сепарацию в два приема (рис. 13.5), на сепара-

торе ПБМ-90/250. На первом приеме, стан-

дартном, выводятся отвальные хвосты, а на

втором – новом – готовый концентрат. На вто-

ром приеме магнитный сепаратор выделяет в

магнитный продукт только мелкие зерна маг-

нетита

, т. е. идет разделение не только по маг-

нитным свойствам, но и по крупности. Для этого изменена конструкция ванны

сепаратора, позволяющая проводить разделение не только по магнитным свой-

ствам, но и по плотности.

13.5. Испытания электрических методов обогащения

Электрические методы обогащения используются сравнительно редко, в

основном в связи с трудностью

настройки процесса и низкой производительно-

стью сепараторов.

Одним из основных требований к разделяемому продукту является его

низкая влажность и во многих случаях достаточно высокая температура, при

которой процесс разделения эффективен. Так, наилучшее разделение рутила и

циркона происходит при температуре 100-120 °С.

Большое влияние оказывает скорость вращения осадительного электро-

да. Разделение лучше

вести на узком классе крупности.

На электрическом сепараторе трудно за одну операцию получить ко-

нечные продукты. Обязательно использование контрольных и перечистных

операций.

13.6. Испытания флотацией

Флотация – крайне многофакторный процесс. Следовательно, выбрать

наилучшие сочетания факторов для ведения процесса можно лишь на основе

I прием ММС

Магнетитовая

пульпа

II прием ММС

мн

Хвосты

Концентрат

на дальнейшую

обработку

Рис.13.5. Схема выделения на одной

стадии как породы, так и концен-

трата

184

многосторонних исследований. При обычных испытаниях ставится более про-

стая задача: по известной априорной информации и некоторым предваритель-

ным опытам получить приемлемые результаты обогащения.

Последовательность такой работы при одностадиальной флотации [4]:

- по известному вещественному составу руды выбирают номенклатуру

реагентов из числа наиболее распространенных в практике флотации;

- определяют крупность измельчения, для чего измельчают

ряд навесок

руды до разной крупности и флотируют их в одинаковых условиях, определяя

по графику «крупность – извлечение и качество» необходимую крупность из-

мельчения;

- определяют плотность пульпы, для чего из одной навески, измельчен-

ной до выбранной крупности материала, формируют пульпу разной плотности

и флотируют руду, подбирая по графику «плотность – извлечение и

качество»

необходимую плотность;

- определяют продолжительность флотации, снимая кривую кинетики,

для чего проводят дробный съем концентрата за интервалы 2, 5, 10 и т.д. минут

флотации.

Так как обогащение в несколько стадий может быть более эффектив-

ным, следует испытать стадиальную флотацию. При этом проводят первую

стадию флотации при максимально возможной для флотации крупности, сни

жая крупность на последующих стадиях по схеме рис. 13.6.

При флотации шламистых руд пульпу следует разделять на пески и

шламы, рис.13.7. и провести их раздельную флотацию.

Время флотации промышленных процессов составляет 1,6 – 2,6 лабора-

торных. Коэффициент аэрации 0,85.

При определении числа контрольных операций оценивают характер

снижения качества суммарного концентрата с увеличением времени контроль-

ной флотации.

Руда

Измельчение I

Классификация I

Слив Пески

Флотация I

Классификация III концентрат

Слив Пески

Флотация II Измельчение II

II концентрат Хвосты

Рис.13.6. Схема двухстадиальной флотации

Руда

Измельчение

Классификация

Слив Пески

Обесшламливание

Концен-

трат

Хвосты

Флотация Флотация

Хвосты

Концен-

трат

Пески Шламы

Рис.13.7. Схема раздельной флотации пес-

ков и шламов

185

При определении числа перечистных операций также оценивают ско-

рость изменения качества концентрата с увеличением времени перечистной

флотации.

Примерные нормы следующие: первая основная флотация занимает 10 –

40 %, а вторая основная – 60 - 90 % объема камер основной флотации. Кон-

трольная флотация по объему камер равна сумме основных, а перечистные опе-

рации ведутся во флотомашинах по объему составляющих 65 – 75 %

объема

камер основных флотаций и с меньшей плотностью пульпы.

Так как флотация проводится обычно с использованием контрольных и

перечистных операций, то для получения показателей флотации для схемы сле-

дует выполнить лабораторные опыты по принципу непрерывного процесса.

Суть таких опытов сводится к флотации ряда параллельных навесок, причем

промпродукты каждого предыдущего опыта подаются

вместе с исходным мате-

риалом последующей навески на флотацию до тех пор, пока выход и массовые

доли конечных продуктов двух последующих навесок не окажутся примерно

одинаковыми. Обычно флотируют 8 – 10 навесок.

Так как промпродукты флотации содержат некоторое количество реа-

гентов, подачу их во вторую и далее навески следует снижать.

Разработанные в лабораторных

условиях флотационные схемы и флота-

ционный режим проверяют в полупромышленном масштабе на опытных обога-

тительных установках производительностью 1,5 – 25 т/сут.

13.7. Испытания промывкой

При исследовании исходной руды для отделения глинистой части от

кускового материала промывку выполняют без механического воздействия на

руду, с использованием перфорированного барабана размером 380×550 мм. Ба-

рабан с отверстиями 10×10

мм покрыт сеткой с ячейками 4×4 мм. Внутрь бара-

бана через оросительную трубу подводят под давлением воду. Промывка мате-

риала в барабане обеспечивает щадящий режим, когда истирание рудной части

практически исключено [4].

Замоченную руду загружают в барабан, закрывают загрузочное отвер-

стие, подают промывную воду с постоянным переливом через сливной порог

ванны. Слив промывки

контролируют по классу -0,16 мм с помощью контроль-

ной сетки. Слив собирают в емкость, обеспечивающую сбор продукта без по-

терь. Время промывки 25 мин. Барабан выключают, воду закрывают, мытую

руду вместе с пульпой разгружают через отверстие внизу ванны в емкость, дос-

таточную для одноразовой разгрузки всего материала. Рудный материал класса

+0,16 мм относится

к мытой руде, -0,16 мм – к шламам. Классификацию по

крупности выполняют на грохоте со съемными ситами.

По окончании эксперимента шламы промывки собирают, отстаивают и

уплотняют декантацией. Определяют объем, тщательно перемешивают содер-

жимое и отбирают пробу для определения плотности пульпы, выхода и хими-

ческого состава шламов. Кроме того, отбирают пробу шламов для

седимента-

ционного анализа. Шламы промывки для дальнейших исследований хранят при

186

влажности около 60 %. При высыхании шламов (даже на воздухе) на их по-

верхности протекают реакции взаимодействия твердой фазы с кислородом и

углекислым газом, содержащимся в воздухе. При этом изменяются флотацион-

ные свойства поверхностного слоя некоторых минералов, что приводит к иска-

жению результатов дальнейшего обогащения. Мытую руду рассеивают по

классам крупности.

Качество промывки

оценивают по результатам рудоразборки. Промывка

считается удовлетворительной, если в классах +10 мм отсутствует глина. Необ-

ходимое время промывки определяется временем промывки крупных классов.

Продукты рассева мытой руды и шламов сушат при 105-110 °С, взвеши-

вают и отправляют на химический анализ.

13.8. Выщелачивание

Испытания выщелачиванием начинают с анализа и выбора известных

растворителей [4].

По

характеру загрузки (во времени) твердого вещества в жидкости раз-

личают три режима выщелачивания: периодический, непрерывный и полуне-

прерывный (перколяция, кучное и подземное выщелачивание).

При непрерывном режиме, как правило, используют каскад из последо-

вательно соединенных аппаратов, в которых осуществляют прямоточное или

противоточное выщелачивание. В случае непрерывного противоточного выще-

лачивания материал, наиболее

обедненный извлекаемым компонентом, контак-

тирует со свежим выщелачивающим раствором. С точки зрения кинетики это

наиболее рациональный способ, но он связан с необходимостью разделения

твердой и жидкой фазы после каждого аппарата.

Перечисленные аппараты работают при атмосферном давлении, что ог-

раничивает возможность увеличения скорости выщелачивания путем повыше-

ния температуры и давления. Поэтому довольно

широкое распространение по-

лучило выщелачивание в герметичных сосудах – автоклавах.

Выделяют две группы автоклавных процессов. Первая группа – это

процессы, в которых не участвуют газообразные реагенты, и назначение авто-

клава состоит в том, чтобы обеспечить температуру выщелачивания выше

100 ºС. Ко второй группе относятся процессы выщелачивания, протекающие с

участием газообразных реагентов. В этом

случае применение автоклава позво-

ляет обеспечить более высокую концентрацию газа в растворе. Зависимость

растворимости газов (кислород, водород) от температуры имеет сложный ха-

рактер. Повышение температуры газов до 100-120 ºС сопровождается падением

растворимости газа, а при дальнейшем увеличении температуры растворимость

растет. Поэтому для автоклавного выщелачивания рекомендуется температура

200 ºС и более, когда одновременно

обеспечиваются высокая растворимость га-

за и большая скорость реакций и диффузии.

Процесс агитационного (чанового) выщелачивания исследуют в стек-

лянных стаканах вместимостью до 2 л при механическом перемешивании и с

электрическим обогревом. Навеску исследуемого продукта массой 5-100 г, из-

187

мельченную до заданной крупности, насыпают в стакан и заливают выщелачи-

вающим раствором. Расход реагента определяют в соответствии со стехиомет-

рической химической реакцией, избыток рассчитывают с использованием кон-

станты равновесия и других термодинамических величин. Время выщелачива-

ния считают с момента достижения заданной температуры.

Перколяция, в отличие от чанового выщелачивания, применима для

рас-

творения металлов из крупнокускового и крупнозернистого материала. Извест-

ны три способа перколяционного выщелачивания: чановое, кучное, подземное.

Перколяция – самый дешевый метод выщелачивания, так как он исключает за-

траты на измельчение руды и перемешивание пульпы. Размер кусков руды, по-

ступающей на выщелачивание, может составлять от 3 мм (мелкие куски) до 300

мм (крупные куски

). Необходимое требование для перколяции - использование

пористого материала, обеспечивающего проникновение растворителя по тре-

щинам и микроскопическим каналам к выщелачиваемому компоненту. Для

улучшения фильтруемости материала из него перед выщелачиванием удаляют

шламы.

Эффективность извлечения металла в раствор зависит также от скоро-

сти просачивания раствора. Экспериментальным путем определяют оптималь-

ную скорость просачивания раствора через

слой материала исследуемой круп-

ности, обеспечивающую наибольшее извлечение металла. Если скорость пер-

коляции меньше 2 см/ч, то выщелачивание данного материала считается неэф-

фективным. Скорость перколяции более 5-7 см/ч считается удовлетворитель-

ной.

Бактериальное выщелачивание – одно из современных направлений при

переработке минерального сырья. Это процесс извлечения металлов из руд,

концентратов и растворов с

использованием микроорганизмов или продуктов

их жизнедеятельности.

188

Глава 14.

ВЫБОР ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ РАЗДЕЛЕНИЯ

14.1. Крупность кусков и выбор разделительного признака

Известно, что различные разделительные признаки эффективнее всего

использовать в определенных диапазонах крупности кусков руды. Причиной

этого являются, прежде всего, возможности сил, используемых в разделитель-

ных процессах, а также конструктивные особенности и производительность

разделительных аппаратов.

На рис. 14.1 приведены диапазоны

крупности, в которых используются

семь основных разделительных признаков: крупность d, информативный сиг-

нал J при рудоразборке, плотность кусков ρ, удельная магнитная восприимчи-

вость χ, электрические свойства q (заряд, электрическая проводимость, диэлек-

трическая проницаемость), флотируемость θ (краевой угол смачивания), рас-

творимость Р. Не указаны малопроизводительные процессы (например, рудо-

разборка частиц под

микроскопом) или уникальные (например, разделение изо-

топов урана по плотности в центрифугах), а расширение диапазона использова-

ния флотируемости за счет включения процессов липкостной сепарации для

алмазов исказило бы область использования флотации, известна также и ионная

флотация.

0,001 0,01 0,1 1 10 100 1000

0,05 0,5 5

Разделительный

признак

d, мм

крупность

информативный

разделительный признак

плотность

удельная магнитная

восприимчивость

εσ,,q

электрические свойства

смачиваемость

Р растворимость

500

Кучное выщелачиваниеЧановое выщелачивание

Подземное

выщелачи-

вание

Фло-

тация

Липкостная

сепарация

Трибоэлектрическая

сепарация

Коронная ЭС

Полиградиентная

ЭВС

ПБМ

ЭБС

ПБС

Тяжелые среды

крутонаклонные

сепараторы

Отсадка, воздушная

сепарация

шлюзы

КС

ВС

Оптическая сепарация,

РРС и СВЧ-сепарация

Отмучивание

Классификация

Грохочение

Промывка

Производительность

(условно - высота

столбцов)

Рис. 14.1 Области использования разделительных признаков и сравнительные

производительности машин

189

При построении схем обогащения мы всегда сталкиваемся с весьма не-

богатым выбором возможных разделительных признаков в каждом из возмож-

ных классов крупности.

Особо следует выделить такие разделительные признаки, как крупность

и растворимость. Различия в крупности и растворимости можно использовать

при любой крупности кусков.

Ниже дается укрупненный обзор возможностей обогатительных процес-

сов

. При этом выделены лишь диапазоны крупности их использования и произ-

водительности (эффективности), позволяющие обратить внимание на все воз-

можные варианты, а не только на традиционно используемые. Это не справоч-

ные таблицы, поэтому не все фирмы и организации упомянуты.

14.2. Возможности дробления

Сопоставительный анализ экономичности дробилок представлен в рабо-

те [88] (

рис. 14.2).

Щековые и конусные дробилки, бегуны,

мельницы шаровые и самоизмельчения

Молотковые и роторные дробилки,

вибрационные мельницы

Валковые дробилки, пальцевые дезинтеграторы,

кольцевые (роликовые и шаровые) мельницы

Рис.14.2. Энергоемкость W

(индекс чистой работы по Бонду) различных типов

дробильно-измельчительного оборудования

Видно, что наиболее распространенные дробилки и мельницы расходу-

ют больше всего энергии. Однако на выбор их влияют крепость руды, надеж-

ность и производительность единицы оборудования.

Так, на крепких породах крепостью f>12 могут использоваться исклю-

чительно щековые и конусные, редко валковые дробилки и стержневые и ша-

ровые мельницы.

Также применяются и

другие аппараты: роторные и молотковые дро-

билки при f<12, вибрационные мельницы и мельницы самоизмельчения при

f<10, молотковые мельницы при f<8, пальцевые дезинтеграторы при f<6.

«В структуре капитальных вложений на обогатительное производство

на долю дробильно-измельчительных отделений приходится 45 – 55 % общих

затрат» [81].