Содержание
Введение
1. Теоретическая часть……………………………………………………………4
1.1. Технологии гравитационного обогащения песков и тонковкрапленных руд…………………………………………………………………………………4
1. 2. Основные преимущества центробежных концентраторов........................7
1. 3. Россыпные месторождения………..............................................................16
1. 4. Коренные руды и техногенные отвалы обогатительных фабрик.............18
2. Расчетная часть....................................................................................……….24
Заключение...........................................................................................................44
Список литературы………………………………………………………………50
Введение
Добыча и переработка минерального сырья в мире исчисляется миллиардами тонн в год его высококачественные месторождения практически отработаны Эффективность использования сырья в условиях снижения его качества достигается непрерывным совершенствованием техники и технологии, в том числе гравитационного гравитационного обогащения.
Гравитационные методы остаются важнейшими в практике обогащения каменного угля, антрацита, широко применяются при перера-ботке оловянных, вольфрамовых, золотосодержащих, марганцевых и многих других руд и россыпей. Они хорошо сочетаются с флотацией, магнитными и другими методами обогащения, а также с гидро и пирометаллургическими процессами.
Привлекательность гравитационных методов обогащения обусловлеиа сравнительно низкой стоимостью, экологической чистотой, малой зависимостью от минерального состава сырья, а в ряде случаев высокой эффективностью и производительностью.
За последние десятилетия разработаны высокопроизводительные аппараты с более глубоким обогащением сырья, особенно интенсивно осваивались центробежные аппараты для обогащения мелких и тонких классов тяжелых минералов и металловВместе с тем, на действующих и отработанных месторождениях накоплены миллионы тонн так называемых техногенных образований, запасы пенных компонентов в которых, по новым кондициям, нередко переходят в ряд промышленных. Переработка этого достаточно упор¬ного сырья становятся перспективной по мере совершенствования раз¬личных методов обогащения.
Теоретическая часть
1. 1.Технологии гравитационного обогащения песков и тонковкрапленных руд
Гравитационным методом можно обогащать руды и материалы весьма широкого диапазона крупности – от 500–600 (тяжело-средное разделение) до 0,005 мм (центробежные концентраторы). К минеральному сырью, перерабатываемому частично или полностью по технологии гравитационного обогащения, относятся уголь, барит, флюорит, касситерит, вольфрамит, шеелит, танталит, золото, серебро, металлы платиновой группы, алмазные, железные, марганцевые и хромовые руды, сульфидные руды цветных металлов, многие техногенные материалы и т. д. При гравитационном разделении не используют токсичные реагенты, этот метод обогащения является экологически чистым и во многих случаях наименее затратным из всех существующих. Принципы гравитационного разделения широко используют не только при непосредственном обогащении различных руд и материалов, но и в рудоподготовительных переделах при классификации и обезвоживании продуктов. Благодаря трудам многих ученых создана развитая научная база гравитационного обогащения. Усилия исследователей и конструкторов всегда были направлены на решение двух важнейших и связанных между собой проблем: повышение точности разделения руд и материалов на составляющие их компоненты и увеличение производительности обогатительного оборудования. В ХХ веке большая часть месторождений наиболее богатых и легкообогатимых руд была отработана, и перед обогатителями возникла проблема вовлечения в переработку тонковкрапленных руд сложного вещественного состава, что потребовало создания аппаратов и технологий, способных обеспечить эффективное разделение продуктов тонких классов. В этих условиях основным направлением развития гравитационного метода разделения стало теоретическое обоснование и разработка технологий и аппаратов для обогащения мелкозернистых и тонкодисперсных материалов. Первоначально эта задача решалась путем уменьшения толщины потока пульпы в аппаратах гравитационного обогащения и снижения скорости ее движения. Были предложены и успешно эксплуатировались шлюзы мелкого наполнения с различного рода улавливающими покрытиями Появились шламовые концентрационные столы с мелкими нарифлениями и без нарифлений (Холлман), многодечные шламовые концентраторы с периодическим сполоском концентрата (Мозли), ленточные шламовые концентраторы с непрерывной разгрузкой (Кроссбелт), совершенствовались многодечные конусные сепараторы (Райчерт),широко применялись винтовые шлюзы. Однако при уменьшении крупности обогащаемого материала для обеспечения высоких технологических показателей всегда приходилось идти на существенное снижение производительности сепараторов. Попытки использовать высокочастотные колебания пульпы в аппаратах с большой толщиной слоя обогащаемых частиц при отсадке и на вибрационных желобах успеха не имели. Наибольшие перспективы в создании аппаратов и технологий обогащения мелкозернистых и тонко-вкрапленных руд, песков и техногенных материалов в настоящее время связаны с применением центробежных сепараторов различных типов. Центробежные сепараторы могут быть напорными и безнапорными. Первые из них появились в середине прошлого столетия и представляли собой гидроциклоны с укороченной конической частью, так называемые коротко-конусные гидроциклоны. Они обеспечивали сравнительно высокую степень концентрации полезных компонентов высокой плотности при небольшом выходе концентрата. В аппаратах такого рода движение потока пульпы носит вихревой характер, что неизбежно приводит к интенсивному перемешиванию разделяемого материала и снижению точности гравитационного разделения. В конце ХХ столетия были разработаны безнапорные центробежные концентраторы центрифугального типа, появление которых стало революцией в гравитационном обогащении. В настоящее время при проектировании технологических схем с применением гравитационных способов обогащения все реже обходятся без центробежных сепараторов. Успешное широкое применение этих аппаратов большой производительности на горно-обогатительных предприятиях подтвердило высокую перспективность проведения дальнейших исследований и конструкторских разработок в этом направлении. Центробежное поле в аппаратах (сепараторах или концентраторах) создается за счет закручивания свободно подаваемого потока стенкой вращающегося корпуса. Необходимым условием центробежного обогащения минералов в водной среде является наличие транспортного (смывного) потока в направлении, не совпадающем вектором силы центробежного поля. В безнапорные центробежные концентраторы питание подается вдоль оси вращения в центральную часть корпуса аппарата. Суспензия вовлекается в вынужденное вращательное движение, образуя трехмерный спиральный поток. Материал расслаивается на всей улавливающей поверхности вращения.
Основные преимущества центробежных концентраторов
Основными преимуществами центробежных концентраторов перед традиционными аппаратами гравитационного обогащения являются: большая удельная производительность; высокая степень концентрации;высокое извлечение мелких и тонких частиц тяжелых минералов;возможность оперативного управления степенью концентрации (в сепараторах с непрерывной разгрузкой концентрата). В отличие от обычных центрифуг, обогащение в центробежных сепараторах, использующих дополнительное разрыхление материала в зонах сбора тяжелых фракций, может эффективно протекать длительное время. Существующие многочисленные конструкции безнапорных центробежных концентраторов отличаются друг от друга различными техническими и технологическими параметрами. Взяв за основу положение о том, что на эффективность разделения смеси минералов в центробежном поле прежде всего влияют условия создания подвижности минеральной постели, можно построить классификацию аппаратов данного типа по способу разрыхления (флюидизации) минералов в зонах концентрирования тяжелых фракций. Таким образом, выделяют следующие способы разрыхления улавливающей минеральной постели (и соответственно типы безнапорных центробежных сепараторов): за счет возвратно-поступательных гармонических колебаний вращающегося корпуса барабана; с помощью ножей; с помощью струй воды, подаваемых на поверхность вращающейся пульпы;с помощью вибраций улавливающего конуса; за счет изменения радиусаповерхности улавливающего конуса (плавающая постель); за счет подачи под давлением воды с внешней стороны улавливающего конуса через отверстия в нем. В сепараторах первого типа (рис.1) разделение минералов происходит в тонком слое пульпы, подаваемой на внутреннюю поверхность вращающегося слабо-конического (угол между образующей и горизонтом около одного градуса) барабана. Для разрыхления оседающих частиц барабан совершает вдоль оси возвратно-поступательные гармонические колебания с частотой и амплитудой, обеспечивающимивзвешивание зерен постели, улавливающей тяжелые частицы минералов. Разгрузка концентрата осуществляется при помощи ножей, укрепленных на ребрах шнека, который вращается со скоростью несколько меньшей, чем вращение барабана,и тем самым перемещает концентрат в сторону, противоположную направлению движения потока пульпы. Концентрат дополнительно промывается свежей водой. Обогащение в тонком потоке пульпы с наложением центростремительных ускорений обеспечивает предельно высокие показатели разделения мелких частиц крупностью 5–6 мкм. Вместе с тем, поскольку поток пульпы имеет толщину всего 1–2 мм, производительность таких машин невелика. Например, промышленные сепараторы (MGS) со сдвоенными барабанами диаметром около 1,5 м имеют производительность 1,5–3 т/ч. Кроме того, на этих сепараторах плохо обогащаются продукты крупнее 50–70 мкм, что связано со значительным влиянием на процесс разделения сегрегации частиц по размеру и форме. Это также ограничивает сферу их применения. Большинство существующихцентробежных сепараторов других типов имеют конические рабочие органы, установленные вертикально или горизонтально. Процессразделения в них протекает следующим образом. Пульпа самотеком поступает в нижнюю часть вращающегося конуса. Под действием центробежной силы минеральные частицы отбрасываются кстенкам конуса и, поднимаясь вверх, заполняют кольцевые углубления (рифы) в нем. Образуется постель из минеральных частиц. Пульпа, проходя по поверхности постели, разрыхляет слой материала на небольшую глубину, где и происходит улавливание тяжелых зерен. Легкие частицы вытесняются тяжелыми и уходят в хвосты. Тяжелые частицы концентрируются в рифах до тех пор, пока не произойдет заполнение межрифового пространства и уплотнение постели. Если не производить разрыхления постели, она очень быстро уплотняется, и через 10–15 мин улавливание тяжелых частиц почти прекращается. Разрыхление зоны концентрации тяжелых фракций способствует проникновению тяжелых минералов в глубину постели, продлевая процесс эффективного обогащения до нескольких часов. Способ разрыхления постели значительно влияет на эффективность процесса разделения в центробежном концентраторе.
Рис. 1. Центробежный концентратор срыхлением постели ножами
Появился на рынке горно-обогатительного оборудования в начале 80_х годов прошлого столетия. Странапроизводитель — Австралия. Основные его технические характеристики: производительность от 2 до 30 т/ч; крупность питания менее 10 мм; плотность пульпы 30–40 % твердого; периодичность съема концентрата
— каждые 2–4 ч; степень концентрации 100–600; извлечение минераловплотностью больше 8 и крупностью –2+0,2 мм — до 80 %. Серьезныенедостатки в конструкции сепаратора и прежде всего в способе раз_ рыхления постели не позволили ему продержаться на горно-обогатительных предприятиях больше 10 лет. Даже небольшие ускорения (10–15), накладываемые на поток пульпы, спрессовывали материал в той части рифов, куда не попадал нож, до такой степени, что его приходилось при съеме концентрата вырубать. Основные потери ценных компонентов возникали за счет их выброса при перемешивании и рассекании слоя сконцентрировавшегося материала. В настоящее время центробежные концентраторы данного типа практически не применяют.
Рис. 2. Центробежный концентратор с разрыхлением постели струями воды, подаваемыми на поверхность вращающейся пульпы (рис. 2).
Конструкция этого концентратора аналогична предыдущему (см. рис. 2),только вместо ножей по радиусамчерез отверстия из полого вала поступают под давлением струи воды,разрыхляющие поверхность постели. Большое число коцентраторов такого рода было предложенои в России, и за рубежом, причембыли созданы аппараты производительностью до 30–50 т/ч, однакотрудности настройки режима обогащения, значительное влияние напроцесс разрыхления колебанийгранулометрического состава питания, запрессовка межрифельного пространства, трудности со сполоском концентрата пока не позволили создать конкурентоспособную машину.
Центробежный концентратор с разрыхлением постели с помощью вибраций улавливающего конуса (рис. 3).
Рис. 3. Разрыхление минеральной постели путем вибрации улавливающего конуса
Регулирование процесса уплотнения концентрата улавливающем конусе осуществляется за счет его вибрации путемсоздания круговых планетарныхколебаний оси вращения конуса счастотой до 150 Гц и амплитудой1–3 мм. Планетарные ускоренияпревышают центростремительные примерно в 2–3 раза, при этом суммарные ускорения могут достигать 200 _. Страна производитель — Россия. Основные технические характеристики: производительность — до 10–15 т/ч; крупность питания менее 2 мм; плотность пульпы 15–25 % твердого; периодичность съема концентрата 0,5–1 ч; степень концентрации
— до 3000; извлечение свободных золотинизометричной формы
крупностью +20 мкм — 95 % и выше. Несмотря на достаточно высокие показатели обогащения,эти аппараты не имеют широкогоприменения в промышленности на основных операциях в связи с небольшой производительностью.Их целесообразно применять в доводочных операциях.
Центробежный концентратов с разрыхлением постели за счетизменения радиуса поверхностиулавливающего конуса (рис. 4)
Рис. 4. Разрыхление минеральной постели путем изменения радиуса поверхности улавливающего конуса
в 90_е годы появился почти одновременно в нескольких странах, втом числе и в России. Отличительной особенностью его являетсядеформируемый улавливающий вертикальный конус, изготовленный из полиуретана. Конус, обжатый с трех или четырех сторон роликами, принимает в верхней своей части форму треугольника иликвадрата со сглаженными углами. Осевшие в межрифельном пространстве частицы (постель) в таком конусе, перемещаясь, периодически приближаются и удаляются от оси его вращения, постель при этом механически разрыхляется с частотой, зависящей от частоты вращения конуса. На тяжелыеминералы, концентрирующиеся в рифах конуса, накладываются переменные по величине ускорения,а изменение формы поверхностиконуса способствует взвешиваниючастиц, что создает благоприятные условия для сепарации. Технические характеристики аппарата:производительность — до 10 т/ч;максимальное центростремительное ускорение — до 250 _; крупность питания менее 3 мм; плотность пульпы 15–20 % твердого; периодичность съема концентрата 20–30 мин; степень концентрации
— до 2000; извлечение свободного золота изометричной формы крупностью +40 мкм — 96 % и выше. Основными недостатками концентратора являются: тяжелые условия эксплуатации и недостаточная прочность конуса, испытывающего большие знакопеременные нагрузки и связанная с этим высокая энергоемкость привода, обусловленная необходимостью качения
обжимных роликов по конусу.
Центробежные концентраторы с разрыхлением постели засчет давления воды, подаваемой свнешней стороны улавливающегоконуса, черезотверстия в нем(рис. 5)
.
Рис. 5. Разрыхление минеральной постели за счет давления воды
В этих аппаратах для предотвращения запрессовки концентрата с внешней стороны улавливающего конуса через отверстия в нем, навстречу оседающим минеральным частицам, подается под давлением вода. Струйки воды создают общий градиент давления в рифах, направленный против
центробежного поля, разрыхляют концентрируемый слой минералов, создавая благоприятные условия для процесса обогащения. Возможность управления давлением воды, подаваемой через отверстия в конусе, позволяет регулировать степень разрыхления постели в рифах концентратора, что в свою очередь создает оптимальные условия концентрирования минералов различной крупности и плотности. Технические характеристики: производительность — до 300 т/ч и более; центростремительное ускорение от 40 до 300 _; крупность питания менее 2 мм; плотность пульпы в питании 30–40 % твердого; периодичность съема концентрата — до 24 ч; степень концентрации — до 3000; извлечение свободного золота крупностью +50 мкм — 95 %. Основными недостаткамитаких концентраторов являются: пониженное извлечение золота крупностью менее 20 мкм (40–60%) и необходимость индивидуального экспериментального подбора давления воды (с целью разрыхленияпостели) для каждого вида минерального сырья. В то же времяименно эти концентраторы получили наибольшее распространение в промышленности. Отмеченные выше преимущества и недостатки безнапорных центробежных концентраторов выявлены прежде всего благодаря анализу их работы в схемах обогащения, а также специальными исследованиями, включавшими сравнительные испытания аппаратовразличных типов. Рассмотрим некоторые особенности применения центробежных концентраторов в схемах гравитационного обогащения руд ипесков. Большинство практиков-технологов и исследователей, занимавшихся изучением и эксплуатацией центробежных концентраторов, отмечают высокую перспективность их применения. Более того, многие специалисты считают, что технологические схемы для гравитационного извлеченияблагородных металлов целесообразно по техническим и экономическим соображениям проектировать, ориентируясь только на центробежные концентраторы. В действительности многообразие минерального сырья столь велико, что в каждом случае требуется разработать индивидуальную технологическую схему гравитационного обогащения, включающую при необходимости самые различные аппараты. В то же время можно рекомендовать ряд более или менее универсальных решений по формированию схем гравитационного разделения с применением центробежных концентраторов. Для примера рассмотрим некоторые, наиболее распространенные.
1.3. Россыпные месторождения
Россыпные месторождения. Надо отдать должное владельцам лицензий на россыпные месторождения золота. Они первыми в 80_е годы стали применять центробежные концентраторы сразрыхлением постели ножами для доизвлечения мелкого золотаиз хвостов шлюзов. Практически все виды безнапорных центробежных концентраторов, выпускаемых как серийно, так и поштучно, были испытаны при отработке россыпных месторождений золота и платины. За последние 20 лет десятки видов технологических схем были скомпонованы и опробованы с их применением. К сожалению, так же, как и отсадочная технология в свое время, технология доизвлечения золота из текущих илежалых хвостов эфельных отвалов с применением центробежных концентраторов не дала стране того количества золота, которое прогнозировали геологи, обосновывая программу «Мелкое золото».Анализируя различные схемы обогащения россыпных месторождений, выделим две принципиальные, на базе которых строились их разновидности. Первая схема приведена на рис. 6, а.
Рис. 6. Принципиальные технологические схемы доизвлечения тонкого золота изхвостов промывочных приборов
Ее применяют при наличии значительного количества золота крупнее 0,3–0,5 мм, которое извлекается на шлюзе глубокого наполнения. Хвосты шлюза направляют на грохот (шлюз-грохот, дуговой грохот, вибрационный грохот) для выделения в отвалкласса +5 мм. Подрешетный продукт обезвоживают в гидроциклонах до плотности 20–30 % твердогои подают в центробежные аппараты. В результате работы такой схемы получают два гравитационных концентрата (на шлюзе и в концентраторе), содержащих 100–400 г/т золота. Вторая схема представлена тна рис. 7, б. Она реализуется при отсутствии в песках золота крупнее 1 мм. Ее можно также применять при переработке хвостов шлюзов глубокого наполнения и лежалых эфельных отвалов. Особенностью данной технологической схемы является то, что грохочение происходит в две стадии. Это позволяет повысить эффективность грохочения и извлечение золота в подрешетный продукт. Кроме того, после второй стадии грохочения становится возможным при производительности по исходным пескам 50–60 м3/ч подавать в центробежные концентраторы пески крупностью –2 мм. Основные проблемы, с которыми сталкиваются при эксплуатации подобных обогатительных установок, следующие: наличие операции грохочения; наличие дополнительной операции обезвоживания; затруднения, связанные с извлечением мелкого золота из концентратов центробежных аппаратов. Поскольку центробежные концентраторы извлекают мелкое и тонкое золото, для его доводки требуется дополнительное гравитационное оборудование (центробежные концентраторы малых размеров, концентрационные столы для тонкого золота). Проблемы, которые легко решаются в условиях стационарных обогатительных фабрик, нередко могут быть непреодолимыми в условиях сезонной отработки россыпей. Большинство технологов практиков, анализировавших работу установок для доизвлечениямелкого золота, пришли к выводу, что переработка хвостов подобной технологией рентабельна в том случае, если в исходных песках доля золота крупностью –0,2 мм больше 25–30 % общего его количества, извлекаемого гравитационным методом.
1.4. Коренные руды и техногенные отвалы обогатительных фабрик.
В настоящее время центробежные концентраторы достаточно широко применяют для извлечения свободного золота на чисто золотых, медных и медно-цинковых, медно-никелевых обогатительных фабриках, а также для доизвлечения золота из техногенных отвалов. Приведем три наиболее распространенных варианта применения центробежных концентраторов для этих целей.На рис. 1.7, а приведена технологическая схема обогащения рудс высоким содержанием свободного крупного золота (максимальные размеры золотин — выше 1–2 мм). Сульфидные руды такого типа перерабатывают обычно по гравитационно-флотационной технологии,золотосодержащие — по гравитационной, гравитационно-флотационной или по гравитационно-гидрометаллургической технологии.При измельчении крупное раскрытое золото накапливается в циркулирующей нагрузке измельчительно-классифицирующего узла и неможет быть выделено со сливами классификации, пока не будет измельчено до определенного размера. При этом зачастую в сливы классификации попадают крупные золотины, плохо извлекаемыефлотацией, и золотины с «испорченной» поверхностью (наклепы,железистые пленки и т. д.), переходящие в отвальные хвосты обогатительной фабрики. Отсадочная машина в данной технологии извлекает крупное свободное золото, исключая его измельчение и расклеп, а также часть золотосодержащих сульфидов. Центробежные концентраторы до извлекают мелкое золото, в том числе и с «испорченной» поверхностью, что позволяет в подобных схемах поднять сквозное извлечение золота на 1–5 %. Основной недостаток — обводнение продуктов обогащения и довольно высокий(до 5 %) выход гравитационных концентратов, что требует организации развитого доводочного передела. Чтобы уменьшить обводнение схемы, отсадочная машина работает в режиме ловушки, при этом на отсадку поступает вместо10–15 до 70 т/(ч⋅м2) руды. На разгрузке мельницы ставят отсадочную машину с решетом площaдью 2 или 3 м2 и отверстиями 2 мм. Крупное золото задерживается в постели отсадочной машины и затем его периодически выделяют при переборке постели. На рис. 8, б представлена технологическая схема обогащения окисленных и мало-сульфидных (до3 %) золотосодержащих руд, характеризующихся высокой массовой долей свободного мелкого золота (частиц крупностью –0,2 мм —больше 30 %, золото крупнее 1 мм практически отсутствует). Грохот,установленный на сливе мельницы, обеспечивает требуемую крупностьруды для первой стадии концентрации. Первый концентратор извлекает основное количество золота — 70–85 %, второй и последующие,работающие на сливе гидроциклонов, доизвлекают 2–5 % металла отруды. Периодичность съема гравитационных концентратов — на первом через 1–2 ч, на втором — через 4–6 ч, на третьем, если он установлен, — один раз в сутки. Суммарный выход концентратов по этой схеме составляет 0,5 %, извлечение — до 88 %. Недостатком схемы являются значительные потери при доводке первичных гравитационных концентратов. На сегодняэто одна из самых распространенных и надежных технологических схем, в которой в качестве основного гравитационного обогатительного оборудования применяют только центробежные концентраторы.На рис. 8, в представлена схема гравитационного обогащениясульфидных (до 20 %) руд с большой долей мелкого золота.Традиционная технология переработки таких руд без применения гравитационного метода предусматривает измельчение до крупности 90 % класса –74 мкм, флотационное извлечение сульфидной части и свободного мелкого золота с последующим цианированием концентратов.
Рис. 7. Принципиальные технологические схемы обогащения руд коренных и техногенных месторождений:
1 – шаровая мельница; 2 – грохот; 3, 4 – центробежные концентраторы с периодической и непрерывной разгрузкой
концентратов соответственно; 5 – отсадочная машина
В предлагаемой схеме в цикле измельчения для улавливания крупного золота и части крупных сульфидов установлен центробежный концентратор с периодической разгрузкой тяжелой фракции, на сливе гидроциклонов — с непрерывной разгрузкой, что позволяет управлять выходом концентрата. Данную схему сравнивали с флотационной. Установлено, что по схеме гравитационного обогащения выход концентрата составлял 0,5–1 %, а извлечение золота было на 3–5 % ниже, чем по флотационной технологии. Несмотря на это, гравитационная схема представляется конкурентоспособной с флотационной за счет более низких капитальных и эксплуатационных затрат. Центробежные концентраторы с непрерывной разгрузкой тяжелой фракции выпускают несколько фирм, в том числе и в России. Они неплохо зарекомендовали себя в схемах обогащения золотых, полиметаллических, вольфрам-содержащих и оловянных руд. Значительное преимущество этих аппаратов перед другими гравитационными — возможность управлять выходом концентрата (от 0,01 до 30 %) и извлекать весьма мелкое золото. Пока эти аппараты не получили широкого распространения, но перспективы их использования достаточно велики. В процессах гравитационного обогащения (отсадка, разделение в тяжелых средах, в потоке воды и др.) главной действующей силой, определяющей разделение зерен, является сила тяжести. На частицу в центробежном аппарате действуют следующие силы: центробежная сила Q; сила тяжести P; архимедова подъемная сила G; гидродинамическое давление потока на частицу F; сила трения T. Если центробежная сила, действующая на частицы минералов в криволинейном потоке, значительно больше силы тяжести, то разделение происходит в основном под действием центробежной силы. Ее величина определяется уравнением Q = mA= mU2/R, где m — массачастицы, A - центростремительное(центробежное) ускорение, R —радиус вращения частицы, U — тангенциальная (окружная) скорость частицы. Безразмерный параметр Ф, представляющий собой отношение центростремительного ускорения к ускорению силы тяжести в поле земли , носит название фактора разделения: Ф = А/_. В центробежном потоке происходит так называемое псевдо-укрупнение частиц. Оно зависит от размера минеральных частиц, плотности и интенсивности центробежного поля. При наложении центростремительных ускорений вес и скорость падения в жидких средах твердых частиц значительно возрастают. Это приводит к тому, что мелкие частицы ведут себя, как более крупные, т. е. псевдо-укрупняются. Это позволяет значительно интенсифицировать процесс гравитационного разделения, повысить его точность и увеличить производительность сепараторов. Расчеты показывают, что для тонких частиц, скорость свободного падения которых подчиняется закону Стокса, псевдо-укрупнение будет пропорционально корню квадратному из фактора разделения Ф. С увеличением размера частиц псевдо-укрупнение будет еще более выраженным. Таким образом, в центробежном сепараторе, в котором Ф = 50, частицы размером 10 и 40 мкм будут вести себя, как частицы размером в 70 и 350 мкм соответственно (рис. 8).
Рис. 8. Псевдоукрупнение в центробежном поле шаровых частиц плотностью 2,7 г/см3 различного размера, мкм:
1 – 5; 2 – 10; 3 – 20; 4 – 40; 5 – 70
Разделение частиц такой крупности успешно реализуется при высокой производительности даже в сепараторах, работающих в статических условиях. Основными факторами, влияющими на эффективность гравитационного обогащения смеси частиц, являются их плотность, размер и форма. Большую роль при разделении в центробежных аппаратах играет сегрегация частиц минералов по крупности, особенно в концентраторах с механическим разрыхлением постели, которые хорошо улавливают и удерживают тонкие тяжелые частицы, в связи с чем гранулометрический состав постели в процессе накопления концентрата становится все тоньше. В концентраторах, в которых разрыхление постели производится путем ее взвешивания восходящим потоком воды, сегрегация играет подчиненную роль, но зато в них происходит классификация зерен по крупности, загрубление постели, некоторое вымывание из нее самых тонких тяжелых частиц. Основополагающими параметрами процесса разделения в центробежных концентраторах являются также свойства среды, в которой происходит разделение. Изучение закономерностей свободного и стесненного движения минеральных частиц в среде позволяетрешать задачи повышения качества разделения минералов, совершенствования аппаратов и технологических схем с применением гравитационных способов обогащения. К актуальным задачам теоретических и экспериментальных исследований в области гравитационного разделения полезных ископаемых и техногенного сырьяследует отнести: совершенствование методов расчета конечных скоростей падения частиц в среде; объяснение закономерностей стесненного падения частиц в среде; исследование процесса сегрегации частиц по крупности и форме; описание механизма разделения смеси минералов в гравитационных аппаратах различных типов; изучение влияния гранулометрического состава и гравитационных характеристик компонентов минеральной постели в центробежных концентраторах на эффективность извлечения частиц высокой плотности; математическое моделирование сепарационных и кинетических характеристик процессов гравитационного обогащения и аппаратов; разработку критериев и методов оценки точности гравитационного разделения; создание новых центробежных сепараторов, прежде всего с непрерывной разгрузкой концентрата; разработку эффективных и экономичных технологических схем обогащения с применением гравитационных аппаратов нового типа. Эти вопросы заслуживают особого внимания ученых, конструкторов и технологов практиков, поскольку центробежная сепарация в настоящее время, безусловно, является одним из приоритетных направлений развития науки и техники в области обогащения песков, коренных руд и техногенных материалов.
2. Расчетная часть
Образование чернового гравитационного концентрата
γ_1% β_1г/т γβ ε_1 %
6гк 1,0 21,83 21,825 7,5
14гк 9,0 16,98 152,775 52,5
2гк 10,0 17,46 174,6 60,0
Классификация ΙΙΙ
γ_(15 )= γ_(16 )+ γ_17 β_(15 )= 2,81
β_(16 )= 4,49
β_(17 =) 2,46
γ_15 β_(15= ) γ_16 β_(16+ ) γ_17 β_17
(γ_16 + γ_17)β_15 = γ_16 β_16+ γ_17 β_17
γ_16+ β_15 + γ_17 β_15 = γ_16 β_16 + γ_17 β_17
γ_16 (β_15- β_16) = γ_17 (β_17-β_15)
γ_16=γ_17 (β_17-β_15)/β_15-β_16 = 300,0 (2,46-2,81)/2,81-4,49 =62,5 %
γ_15= 62,5+300,0 =362,5 %
ε_16= γ_16 β_16/α = 62,5*4,49=96,2
Отсадка ΙΙ
γ_13 = γ_14+γ_15 β_13 = 3,15 г/т
β_14 = 16,98 г/т
γ_13 = 9,0+362,5 = 371,5 %
γ_13 β_13 = γ_14 β_14 + γ_15 β_15
β_13 = γ_14 β_14 + γ_15 β_15/γ_13 = 9,0*16,98 + 362,5*2,81/371,5 = 3,15 г/т
β_12 = β_13 = 3,15 г/т
ε_15 = γ_15 β_15/α = 362,5*2,81/2,91 = 349,8 %
Шаровое измельчение
γ_12 = γ_13 γ_12 = γ_11 + γ_17 γ_11 = γ_12 - γ_17
β_(12 )= β_13
γ_11 = 371,5 – 300,0 = 71,5 %
γ_11 β_11 = γ_12 β_12 - γ_17 β_17
β_11 = γ_12 β_12 - γ_17 β_17/γ_11 = 371,5*3,15 – 300,0*2,46/71,5 = 6,05 г/т
ε_11 = γ_11 β_11/α = 71,5*6,05/2,91 = 148,7 %
ε_12 = ε_13 = γ_12 β_12/α = 371,5*3,15/2,91 = 402,3 %
ε_17 = γ_17 β_17/α = 300,0*2,46/2,91 = 253,6 %
Классификация ΙΙ
γ_10 = γ_11 + γ_3 γ_10 = 71,5+97,0 = 168,5 %
γ_10 β_10 = γ_11 β_11+γ_3 β_3
β_10 = γ_11 β_11+γ_3 β_3/γ_10 = 71,5*6,05+97,0*1,41/168,5 = 3,38 г/т
ε_10 = γ_10 β_10/α = 168,5*3,38/2,91 = 195,7 %
ε_11 = γ_11 β_11/α = 71,5*6,05/2,91 = 148,7 %
γ_10 = γ_8+γ_18+γ_16 γ_8 = γ_10-γ_18-γ_16
γ_8 = 168,5-7,0-62,5 = 99,0 %
γ_8 β_8 = γ_10 β_10-γ_18 β_18-γ_16 β_16
β_8 = γ_10 β_10-γ_18 β_18-γ_16 β_16/γ_8 = 168,5*3,38-7,0*2,91-62,5*4,49/99,0 = 2,71 г/т
Классификация Ι
γ_7 = γ_(8+) γ_9 γ_7 = 99,0+60,0 = 159,0 %
γ_7 β_7 = γ_8 β_8+γ_9 β_9
β_7 = γ_8 β_8+γ_9 β_9/γ_7 = 99,0*2,71+60,0*9,17/159,0 = 5,15 г/т
ε_9 = γ_9 β_9/α = 60,0*9,17/2,91 =189,1 %
ε_8 = γ_8 β_8/α = 99,0*2,72/2,91 =92,5 %
Отсадка Ι
γ_5 = γ_6+γ_7 γ_5 = 1,0+159,0=160,0 %
γ_5 β_5 = γ_6 β_6+γ_7 β_7
β_5 = γ_6 β_6+γ_7 β_7/γ_5 = 1,0*21,83+159,0*5,15/160,0 = 5,26 г/т
ε_7 = γ_7 β_7/α = 159,0*5,15/2,91 = 281,6 %
Измельчение
γ_4 = γ_5 =160,0 % β_4 = β_5 = 5,26 г/т
ε_4 = γ_4 β_4/α =160,0*5,26/2,91 = 289,1 %
ε_5 = ε_4 = 289,1 %
Расчет баланса золота по операциям цикла доводки
Центробежное обогащение в концентраторе Knelson.На обогащение в концентраторе Knelson поступает твердого
Q_(1= )Q*γ_1= 171,2*0,10 = 17,12 т/ч
и с ним золота Q_1^Au = Q_1*β_1 = 17,12*17,46 = 299,0 т/ч
При степени концентрации i_цк= 2,91 в тяжелой фракции (концентрате) будет содержаться золота:
β_2 = β_1 〖*i〗_цк = 17,46*2,91 = 50,79 г/т
В хвостах (легкой фракции) концентратора Knelson содержится β_3 = 1,04 г/т Au.
Управление баланса по выходам:
γ_1= γ_2+γ_3; γ_2= γ_1-γ_3 = 10,0-6,7 = 3,3 %
Управление баланса по золоту:
γ_1 β_1=γ_2 β_2+γ_3 β_3; γ_2 β_2=γ_1 β_1-γ_3 β_3;
(γ_(1-) γ_3)β_2=γ_1 β_1-γ_3 β_3
γ_1 β_2-γ_3 β_2=γ_1 β_1-γ_3 β_3
γ_1 (β_2-β_1)=γ_3 (β_2-β_3)
γ_3=γ_1 (β_2-β_1)/β_2-β_3=10,0(50,79-17,46)/50,79-1,04 = 6,7 %
γ_2 = 10,0-6,7 = 3,3 %
С концентратом Knelson’a выходит твердого
Q_1 = Q*γ_2= 171,2*0,033 = 5,65 т/ч
и с ним золота
Q_2^Au = Q_2* β_2 = 5,65*50,79 = 287,0
С хвостами Knelson’a выходит твердого
Q_3 = Q*γ_3 = 171,2*0,067 = 11,47 т/ч
и с ним золота
Q_3^Au = Q_3*β_3 = 11,47*1,04 = 12,0
Концентрация на столах Ι (столы типа СКО)
В результате концентрации на столах получается три продукта обогащения, в которых содержится:
в концентрате - β_4 = 1307,29 г/т Au
в промпродукте - β_5 = 7,20 г/т Au
в хвостах - β_6 = 27,65 г/т Au
Уравнение баланса по выходам:
γ_2=γ_4+γ_5+γ_6; γ_4=γ_2-γ_5-γ_6
Уравнение баланса по золоту:
γ_4 β_4=γ_2 β_2-γ_5 β_5-γ_6 β_6
(γ_2-γ_5-γ_6)β_4=γ_2 β_2-γ_5 β_5-γ_6 β_6
γ_2 β_4-γ_5 β_4-γ_6 β_4=γ_2 β_2-γ_5 β_5-γ_6 β_6
γ_5 (β_5-β_4)=γ_2 (β_2-β_4)-γ_6 (β_6-β_4)
γ_5=γ_2 (β_2-β_4 )-γ_6 (β_6-β_4)/β_5-β_4
γ_5 = 3,3(50,79-1307,29)-0,20(27,65-1307,29)/7,20-1307,29 = 2,992 %
γ_4 = 3,3-2,992-0,20 = 0,10796 %
С концентратом выходит твердого
Q_4 = 171,2*γ_4 = 171,2*0,0010796 = 90,184 т/ч
и золота
Q_4^Au = Q_4 〖*β〗_4 = 0,184*1307,29 = 240,7 г/т
С промпродуктом выходит твердого
Q_5 = Q*β_5 = 171,2*0,002992 = 5,12 т/ч
и золота
Q_5^Au = Q_5*γ_5 = 5,1*7,2 = 36,9 г/ч
С хвостами выходит твердого
Q_6 = Q*γ_6 = 171,2*0,0020 = 0,34 т/ч
и золота
Q_6^Au = Q_6*β_6 = 0,34*27,65 = 9,4 г/ч
Концентрация на столах ΙΙ (Djomeni)
В результате концентрации на столах получается три продукта обогащения, в которых содержится:
в концентрате - β_7 = 100 000 г/т Au
в промпродукте - β_8 = 5238,0 г/т Au
в хвостах - β_9 = 78,86 г/т Au
Уравнение баланса по выходам:
γ_4=γ_7+γ_8+γ_9; γ_8=γ_4-γ_7-γ_9;
Уравнение баланса по золоту:
γ_8 β_8=γ_4 β_4-γ_7 β_7-γ_9 β_9
(γ_4-γ_7-γ_9)β_8=γ_4 β_4-γ_7 β_7-γ_9 β_9
γ_4 β_8-γ_7 β_8-γ_9 β_8=γ_4 β_4-γ_7 β_7-γ_9 β_9
γ_9 (β_9-β_8)=γ_4 (β_4-β_8)-γ_7 (β_7-β_8)
γ_9=γ_4 (β_4-β_8)-γ_7 (β_7-β_8)/β_9-β_8
γ_9 = 0,10796(1307,29-5238,0)-0,00096(100 000-5238,0)/78,86-5238,0 = 0,10 %
γ_8 = 0,10796-0,00096-0,10 = 0,0070 %
С концентратом стола выходит твердого
Q_7 = Q*γ_7 = 171,2*0,0000096 = 0,001644 т/ч
и золота
Q_7^Au = Q_7*β_7 = 0,001644*100000 = 164,4 г/ч
С промпродуктом стола выходит твердого
Q_8 = Q*γ_8 = 171,2*0,00007 = 0,012 т/ч
и с ним золота
Q_8^Au = Q_8*β_8 = 0?012*5238,0 = 62,8 г/ч
С хвостами стола выходит твердого
Q_9 = Q*γ_9 = 171,2*0,0010 = 0,1712 т/ч
и с ним золота
Q_9^Au = Q_9*β_9 = 0,1712*78,86 = 13,5 г/ч
Баланс по золоту
Центробежное обогащение
Поступает Au: Выходит Au:
Q_1 = 299,0 г/ч Q_2 = 287,8 г/ч
Q_3 = 12,0 г/ч
Итого 299,0 г/ч. Итого 299,0 г/ч.
Концентрация на столах Ι
Поступает Au: Выходит Au:
Q_2 = 287,8 г/ч Q_4 = 240,7 г/ч
Q_5 = 36/9 г/ч
Q_6 = 9,4 г/ч
Итого 287,8 г/ч. Итого 287,8 г/ч.
Концентрация на столах ΙΙ
Поступает Au: Выходит Au:
Q_4 = 240,7 г/ч Q_7 = 114,4 г/ч
Q_8 = 62,8 г/ч
Q_9 = 13,5 г/ч
Итого 240,7 г/ч. Итого 240,7 г/ч.
На цианирования поступает поступает продукт
γ_11=γ_5+γ_8= 2,992+0,007 = 3,0 %
В нем содержится золота:
γ_11 β_11=γ_5 β_5+γ_8 β_8
β_11=γ_5 β_5+γ_8 β_8/γ_11 = 2,992*0,007*5238,0/3,0 = 19,4 г/т
На цианирования поступает твердого
Q_11 = Q*γ_11 = 171,2*0,03 5,136 т/ч
и с ним золота
Q_11^Au = Q_11*γ_11 = 5,136*19,4 = 99,64 г/ч
Возвращается на классификацию ΙΙ продукт
γ_10=γ_3+γ_6+γ_9= 6,7+0,20+0,10=7,0 %
В нем содержится золота:
γ_10 β_10=γ_3 β_3+γ_6 β_6+γ_9 β_9
β_10=γ_3 β_3+γ_6 β_6+γ_9 β_9/γ_10 = 6,7*1,04+0,20*27,65+0,10*78,86/7,0 = 2,91 г/т Au
На классификацию ΙΙ возвращается твердого:
Q_10 = Q*γ_10 = 171,2*0,070 = 11,984 т/ч
и с ним золота
Q_10^Au = Q_10*β_10 = 11,984*2,91 = 34,87 г/ч
Основная флотация C
γ_1+γ_7+γ_10=γ_3+γ_4
97,0+0,69+1,99 = 1,69+97,99
99,68 = 99,68
γ_1 β_1+γ_7 β_7+γ_10 β_10=γ_3 β_3+γ_4 β_4
97,0*1,41+0,69*1,17+1,99*1,69 = 97,99*1,40+1,69*2,20
140,9 = 140,9
γ_5=γ_3+γ_9
γ_5 = 1,69*0,4 = 2,09 %
γ_5 β_5=γ_3 β_3+γ_9 β_9
2,09*β_5 = 1,69*2,20+0,4*1,83
β_5= 2,13 г/т
ε_5=ε_3+ε_9 = 1,3+0,3 = 1,6 %
γ_2=γ_1+γ_7+γ_10
γ_2 = 97,0+0,69+1,99 = 99,68 %
γ_2 β_2=γ_1 β_1+γ_7 β_7+γ_10 β_10
99,68*β_2 = 97,0*1,41+0,69*1,17+1,99*1,69
β_2 = 1,41 г/т
ε_2=ε_1+ε_7+ε_10
ε_2 = 47,0+0,3+1,2 = 48,5 %
Ι Перечистка C
γ_3+γ_9=γ_6+γ_7
γ_3=γ_6+γ_7-γ_(9 )
γ_3 β_3=γ_6 β_6+γ_7 β_7-γ_9 β_9
(γ_6+γ_7-γ_9)β_3=γ_6 β_6+γ_7 β_7-γ_9 β_9
γ_6 β_3+γ_7 β_3-γ_9 β_3=γ_6 β_6+γ_7 β_7-γ_9 β_9
γ_7 (β_3-β_7)=γ_6 (β_6-β_3)-γ_9 (β_9-β_3)
γ_7=γ_6 (β_6-β_3)-γ_9 (β_9-β_3)/β_3-β_7
γ_7 = 1,40(2,60-2,20)-0,40(1,83-2,20)/2,20-1,17 = 0,69 %
γ_3 = 1,40+0,69-0,40 = 1,69 %
ε_3=γ_3 β_3/α=1,69*2,20/2,91 = 1,28 %
ε_7=γ_7 β_7/α = 0,69*1,17/2.91 = 0,28 %
ΙΙ Перечистка C
γ_6=γ_8+γ_( 9)
γ_6 β_6=γ_8 β_8+γ_9 β_9
(γ_8+γ_9)β_6=γ_8 β_8+γ_9 β_9
γ_8 β_6+γ_9 β_6=γ_8 β_8+γ_9 β_9
γ_8 (β_6-β_8)=γ_9 (β_9-β_6)
γ_9=γ_8 (β_6-β_8)/β_9-β_6
γ_9 = 1,0(2.6-2,91)/1,83-2,60 = 0,40 %
γ_6 = 1,0+0,40 = 1,40 %
ε_6 = γ_6 β_6/α = 1,40*2,60/2,91 = 1,3 %
ε_9=γ_9 β_9/α = 0,40*1,83/2,91 = 0,3 %
Контрольная флотация C
γ_4=γ_10+γ_11
γ_4 β_4=γ_10 β_10+γ_11 β_11
(γ_10+γ_11)β_4=γ_10 β_10+γ_11 β_11
γ_10 β_4+γ_11 β_4=γ_10 β_10+γ_11 β_11
γ_10 (β_4-β_10)=γ_11 (β_11-β_4)
γ_10=γ_11 (β_11-β_4 )/β_4-β_10
γ_10 = 96,0(1,394-1,4)/1,4-1,69 = 1,99 %
γ_4 = 1,99+96,0 = 97,99 %
ε_4=γ_4 β_4/α = 97,99*1,4/2,91 = 47,2 %
ε_10=γ_10 β_10/α = 1,99*1,69/2,91 = 1,2 %
Основная флотация Au
γ_11+γ_24=γ_13+γ_14
γ_24=γ_13+γ_14-γ_11
(γ_13+γ_14-γ_11)β_24=γ_13 β_13+γ_14 β_14-γ_11 β_11
γ_13 β_24+γ_14 β_24-γ_11 β_24=γ_13 β_13+γ_14 β_14-γ_11 β_11
γ_13 (β_24-β_13)-γ_11 (β_24-β_11)=γ_14 (β_14-β_24)
γ_14=γ_13 (β_24-β_13)-γ_11 (β_24-β_11)/β_14-β_24
γ_14 = 11,04(4,01-11,14)-96,0(4,01-1,394)/0,43-4,01 = 92,14 %
γ_24 = 11,04+92,14-96,0 = 7,18 %
Ι Au перечистка
γ_13+γ_19=γ_16+γ_17
γ_13=γ_16+γ_17-γ_19
(γ_16+γ_17-γ_19)β_13=γ_16 β_16+γ_17 β_17-γ_19 β_19
γ_16 β_13+γ_17 β_13-γ_19 β_13=γ_16 β_16+γ_17 β_17-γ_19 β_19
γ_16 (β_13-β_16)-γ_19 (β_13-β_19)=γ_17 (β_17-β_13)
γ_17=γ_16 (β_13-β_16)-γ_19 (β_13-β_19)/β_17-β_13
γ_17 = 6,6(11,14-22,0)-3,0(11,14-9,0)/0,64-11,14 = 7,44 %
γ_13 = 6,6+7,44-3,0 = 11,04
ΙΙ Au перечистка
γ_16=γ_18+γ_19
γ_16 β_16=γ_18 β_18+γ_19 β_19
(γ_18+γ_19)β_16=γ_18 β_18+γ_19 β_19
γ_18 β_16+γ_19 β_16=γ_18 β_18+γ_19 β_19
γ_18 (β_16-β_18)=γ_19 (β_19-β_16)
γ_19=γ_18 (β_16-β_18)/β_19-β_16
γ_19 = 3,6(22.0-32,82)/9,0-22,0 = 3,0 %
γ_16 = 3,6+3,0 = 6,6 %
Контрольная флотация Au
γ_14=γ_20+γ_22
(γ_20+γ_22)β_14=γ_20 β_20+γ_22 β_22
γ_20 β_14+γ_22 β_14=γ_20 β_20+γ_22 β_22
γ_20 (β_14-β_20 )=γ_22 (β_22-β_14)
γ_20=γ_14-γ_22
(γ_14-γ_22)β_20=γ_14 β_14-γ_22 β_22
γ_14 β_20-γ_22 β_20=γ_14 β_14-γ_22 β_22
γ_14 (β_20-β_14)=γ_22 (β_20-β_22)
γ_22=γ_14 (β_20-β_14)/β_20-β_22
γ_22 = 92,14(1,36-0,43)/1,36-0,175 = 72,31 %
γ_20 = 92,14-72,31 = 19,83
Дофлотация Au
γ_21=γ_17+γ_20 = 7,44+19,83 = 27,27 %
γ_21 β_21=γ_17 β_17+γ_20 β_20
27,27*β_21 = 7,44*0,64+19,83*1,36
β_21 = 1,16 г/т
γ_21=γ_24+γ_23
γ_23=γ_21-γ_24 = 27,27-7,18 = 20,09 %
γ_23 β_23=γ_21 β_21-γ_24 β_24
20,09*β_23 = 27.27*1,16-7,18*4,01
β_23 = 0,141 г/т
Таблица 1. Выбор и расчет работы флотационных машин
Наименование операции флотации Требуемый объем пульпы, м^3 Время пребывания пульпы в камере, мин Оптимальный объем 1 камеры, м^3 Требуемое число камер
ФПМ 3,2 ФМ 0,2 ФМ 1,2
Основная флотация C
Ι перечистка C
ΙΙ перечистка C
Контрольная флотация Au
Основная флотация Au
Ι перечистка Au
ΙΙ перечистка Au
Контрольная флотация Au
Дофлотация 215,6
3,1
1,4
213,6
380,0
28,8
7,8
231,9 0,5
0,7
0,7
0,5
0,5
0,7
0,7
0,5
3,9
0,1
0,1
3,8
4,6
0,9
0,4
4,2
68
-
-
68
120
-
-
74
-
16
8
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
24
8
-
Всего камер 356 24 32
Таблица 2. Выбор и расчет работы флотационных машин
Наименование операции флотации Минутный объем пульпы, м^3/мин Время фильтрации, мин Коэффициент Требуемый объем пульпы, м^(3 )
аэрации заполнения камеры
Основная флотация C
Ι перечистка C
ΙΙ перечистка C
Контрольная флотация C
Основная флотация Au
Ι перечистка Au
ΙΙ перечистка Au
Контрольная флотация Au
Дофлотация 7,76
0,20
0,11
7,69
9,12
1,23
0,50
8,35
2,80 20
10
8
20
30
15
10
20
18 1,25
1,25
1,25
1,25
1,25
1,25
1,25
1,25
1,25 0,9
0,8
0,8
0,9
0,9
0,8
0,8
0,9
0,8 215,6
3,1
1,4
213,6
380,0
28,8
7,8
231,9
78,8
Таблица 3. Расчетный режим флотации
Поступает Выходит
№ продукта Наименование продукта γ, % β, г/т Ɛ, % № продукта Наименование продукта γ, % β, г/т Ɛ, %
Полусамоизмельчение
1 Исх. продукт 100,0 2,91 100,0 5 Разгрузка мельницы 160,0 5,26 289,1
9 Пески кл-ра 60,0 9,17 189,1
Итого 160,0 5,26 289,1 5 Итого 160,0 5,26 289,1
Отсадка Ι
5 Разгрузка мельницы 160,0 5,26 289,1 6 Концентрат 1,0 21,83 7,5
7 Хвосты 159,0 5,15 281,6
Итого 160,0 5,26 289,1 Итого 160,0 5,26 289,1
Классификация Ι
7 Хвосты отсадки 159,0 5,15 281,6 8 Слив 99.0 2,72 92,5
9 Пески 60,0 9,17 189,1
Итого 159,0 5,15 281,6 Итого 159,0 5,15 281,6
Классификация ΙΙ
8 Слив 99,0 2,72 92,5 3 Слив 97,0 1,41 47,0
18 Хв. доводки 7,0 2,91 7,0 11 Пески 71,5 6,05 148,7
16 Слив 62,5 4,49 96,2
10 Итого 168,5 3,38 195,7 Итого 168,5 3,38 195,7
Шаровое измельчение
Пески 71,5 6,05 148.7 13 Разгрузка мельницы 371.5 3,15 402,3
17 Пески 300,0 2,46 253,6
12 Итого 371,5 3,15 402,3 13 Итого 371,5 3,15 402,3
Отсадка ΙΙ
13 Разгрузка мельницы 371,5 3,15 402,3 14 Концентрат 9,0 16,98 52,5
15 Хвосты 362,5 2,81 349,8
13 Итого 371,5 3.15 402,3 Итого 371.5 3,15 402,3
Классификация ΙΙΙ
15 Хвосты 362,5 2,81 349,8 16 Слив 62,5 4,49 96,2
17 Пески 300,0 2,46 253,6
15 Итого 362,5 2,81 349,8 Итого 362,5 2,81 349,8
Таблица 4. Таблица балансов металлов
Наименование операции флотации Плотность твердого т/м3 Твердого
т/4 м3/4 Воды м3/4 Пульпы м3/4 Минутный объем пульпы м3/мин
Основная флотация C 2.7 159.3 59.0 406.4 465.4 7.26
Ι перечистка C 2.8 3.3 1.2 10.5 11.7 0.20
ΙΙ перечистка C 2.9 2.2 0.8 5.5 6.3 0.11
Контрольная флотация Au 2.6 156.6 60.2 401.0 461.2 7.69
Основная флотация Au 2.6 164.9 63.4 483.5 546.9 9.12
Ι перечистка Au 2.9 22.3 7.7 66.2 73.9 1.23
ΙΙ перечистка Au 3.0 10.5 3.5 26.2 29.7 0.50
Контрольная флотация Au 2.6 147.3 56.7 444.0 500.7 8.35
Дофлотация 2.8 43.5 15.5 152.4 176.9 2.80
Заключение
Гравитационные методы обогащения появились в начале освое¬ния человеком минеральных ресурсов. Опыт их применения позволил последовательно совершенствовать приемы извлечения самородных металлов и затем нужных минералов. За многовековую историю гра-витационного обогащения значительно усовершенствованы способы и средства гравитационной переработки минерального сырья. В преды-дущем столетии установлены важнейшие закономерности процессов разделения минералов по их плотности (см. прил. 4). Вместе с тем, те¬ория этих процессов существенно отстает от практики их применения. Известные гипотезы гравитационного обогащения описывают преиму-щественно направления процессов и позволяют оценить обогатимостъ минерального сырья. Это объясняется прежде всего многофакторнос¬тью процессов, особенно при плотности среды, значительно меньшей плотности разделения. В таких условиях прогнозирование результатов разделения на основе только характеристики исходного сырья остается в известной мере проблематичным.
Особенностью гравитационного обогащения является также мно-жество слагающих его методов с существенно различным механизмом разделения частиц по плотности.
Дезинтеграция глинистых материалов является необходимым ус-ловием извлечения из них ценных минералов. Выбор эффективных средств и способов дезинтеграции конкретного глинистого сырья воз¬можен только на основе экспериментальных исследований его промывистости. Предложенные оценки промывистости носят эмпирический характер и применение их ограничено условиями эксперимента. Тео¬ретическое прогнозирование связности глинистого сырья затрудняется тем, что она зависит не только от минерального, гранулометрического составов, влажности материала, степепи его слеживания (уплотнения), но и от генезиса залежи - циклов увлажнения и сушки, в результате которых изменяется текстура этого материала и, соответственно, прочностъ индивидуальных связей частиц и их число в плоскости разрыва этих связей между агрегатами
Эффективность гидравлической классификации материала в из-вестных классификаторах в одну стадию практически не превышает 65 %, что влияет на последующие процессы сепарации частиц по их плотности К основным причинам этого можно отнести то, что час¬тицы одной гидравлической крупности в исходном положении (в пи¬тании аппарата) находятся па различных уровнях, разделение частиц по гидравлической крупности нарушается турбулентными составляю¬щими несущего потока, в также движением мелких частиц в кормовой области более крупных и т.д.
Значительное повышение эффективности гидравлической класси-фикации частиц возможно в относительно неподвижных средах в до-статочно разжиженных пульпах.
Обогащение в минеральных суспензиях относится к наиболее про-стому (в теоретическом и прикладном планах) методу и достаточно эф-фективному при обогащении хорошо подготовленного, сравнительно крупного (более 13 мм), исходного материала особенно при небольшом содержании в нем промежуточных фракций.С увеличением содержа¬ния последних, снижении крупности исходного материала и расшире¬нии шкалы его предварительной классификации усложняются задачи более точного контроля за устойчивостью суспензии, ее исевдовязкостью, расходом утяжелителя и удельной производительностью сепара¬тора Решение этих задач начинается с применения менее инерцион¬ных датчиков в системе автоматическою управления суспензионным процессом сепарации.
Широко распространенный метод гравитационною обогащения минерального сырья отсадка. Исследования в этой области наиболее обширны Они посвящены преимущественно увеличению глубины эф-фективного обогащения и степени концентрации, улучшению качества продуктов разделения и проблемам переработки труднообогатимого сырья Можно считать установленным, что наиболее высокое качество тяжелого продукта и. соответственно, максимальная степень концен¬трации достигается при надрешетном формировании слоя тяжелых фракций, что возможно при нижнем пределе крупности исходного Объем на специальных решетах.Глубокому обогащению, минимизации взаимозасоренная фракций (при од шоковом качестве подготовки исходного) соответствуют условия, обеспечивающие снижение масштаба флуктуаций частиц Последнее достигается равномерным разрыхлением эле¬ментарных объемов взвеси в слоях одного уровня путем выравнивания скоростей потока воды (воздуха) по элементарным площадкам постсли за счет увеличения гидродинамического сопротивления решета (системы решет) с целью выравнивания общего гидродинамического сопротивления решето-взвесь; уменьшением эиергииподводимой к дисперсному материалу для его псепдоожижению. Поскольку при этом степень разрыхления материала непосредственно влияет на псевдовязкость взвеси, скорость относительного перемещения частиц и, соот¬ветственно, на удельную производительность отсадочной машины, то оптимальное ее значение определяется технико-экономическим срав¬нением вариантов
Сочетание гидродинамического и вибрационною способов псев-доожижения дисперсною материала на концентрационных столах и других гравитационных аппаратах увеличивает, при прочих равных условиях, эффективность обогащения мелких и тонких классов мине¬ральною сырья. Это в наибольшей степени достигается тогда, когда суммарная энергия, затрачиваемая на собственно псевдоожнженне дисперсного материала, снижается (в сравнении с его разрыхлением только гидродинамическом или вибрационным способом).
Гидродинамическое разрыхление дисперсного материала, особен¬но восходящими потоками, приводит к концентрации мелких частиц в верхних слоях взвеси, в том числе наиболее тонких тяжелых частиц, которые и составляют основную массу потерь ценного компонента При вибрационном способе псевдоожижения материала имеет место сегрегационный эффект в верхних слоях взвеси концентрируются, наоборот, крупные классы, в том числе тяжелых минералов, которые в известной мере также уходят с хвостами обогащения Сочетание гид-родинамическою и вибрационного псевдоожижения материала обеспе-чивает большую равномерность гранулометрического состава по высо¬те взвеси, снижает локальные пульсации ее плотности в элементарных объемах и таким образом приводит к снижению флуктуаций частиц. Этому способствует и то, что полученные таким способом взвеси мате¬риала, при оптимальном сочетании гидродинамики и вибраций, харак¬теризуются сравнительно низкими значениями степени разрыхления и псевдовязкосги.
На простейших по форме суживающихся шлюзах и конусных ап-паратах за одну стадию процесса можно выделить более или менее чистый только один продукт. Одновременное и непрерывное изменение в них условий рагпеления (скорости потока, высоты и плотности упаков¬ки слоя твердой фазы) не способствует формированию слоев достаточно чистых фракций. Вместе с тем, многократная перечистка продуктов разделения в ряде случаев тсхннко-экономически оправдана
Обогащение минерального сырья на винтовых аппаратах отно¬сится к наименее изученным процессам Кажущаяся простота аппа¬ратурною егооформления скрывает весьма сложную гидродинамику. Полученные результаты сепарации различного исходного материала и достаточно широкое применение аппаратов за рубежом говорят о перс¬пективности данною направления
В последнее десятилетие интенсивно развивается направление обогащения мелких классов сырья в центробежных полях с фактором разделения в несколько десятков и даже сотен. Это позволяет несколь¬ко увеличить и залечен не мелких и тонких классов тяжелых минералов и металлов Однако теоретические расчеты «укрупнения» частиц в центробежных полях не соответствуют ожидаемому увеличению эф-фективности их разделения Причина в том, что эффект «укрупнения» работает (играет положительную роль) в узкой области разжиженного состояния пульпы до начала контактов и взаимодействия частиц раз-личной плотности, после которых начинается их уплотнение, соответс-твующее ускорению
Для разрыхления уплотненного центрифугированием материала необходим соответствующий восходящий поток воды, который, раз-рыхляя этот материал, выносит из его объема сравнительно мелкие частицы плотных минералов
В аппаратах с вибрационным способом разрыхления материала в результате сегрегационного эффекта мелкие фракции частиц могут вытеснять из периферийных слоев более крупные частицы, в том числе тяжелой фракции. Перспективным вариантом, очевидно, будет опти-мальное сочетание этих способов разрыхления материала. Более пер-спективным представляется способ разрыхления центрифугируемого материала изменением направления тангенциальной составляющей ускорения, обеспечивающей неустойчивое состояние частиц на изме-няющей угол подложке
Применение пневматического обогащения минерального сырья ограничено прежде всего влиянием на разделительные процессы влаж-ности исходною материала и сравнительно небольшой эффективнос¬тью сепарации из-за повышенных флуктуаций частиц в высокоскоростных потоках среды. Позитивная сторона способа низкие капитальные и эксплуатационные затраты.
Областью технико-экономически оправданного применения спо¬соба могут быть: предварительное обогащение крупных (более 3-6мм) классов материала в районах Крайнего Севера и районах с ограничен¬ными водными ресурсами, переработка удаленных от инфраструктуры мелких и достаточно богатых месторождений и др.
Необходимые условия эффективной переработки мелких классов - это высокое аэродинамическое сопротивление подложки (решета), обеспечивающее равномерность распределения среды по элементар¬ным площадям взвеси; достаточно сухая атмосфера при работе с на¬иболее тонкими классами крупности.
Перспектива дальнейшего совершенствования гравитационного обогащения в обозримом будущем лежит очевидно в направлении со-вершенствования подготовительных процессов r сочетании с метода¬ми разделения по комплекс) отличительных признаков минеральных частиц.
ЛИТЕРАТУРА
Федотов К.В., Никольская Н.И. Проектирование обогатительных фабрик. Изд-во М.: "Горная книга", 2012. – 536 с.
Дорошенко М.В. Минералогия руд и продуктов обогащения : учебн. пособие для вузов. учебн.-метод. объединение по образованию МИСиС. М.: Изд-во "Учеба", 2005. – 229 с.
Абрамов А.А. Переработка, обогащение и комплексное использование твердых полезных ископаемых: Учебн. для вузов. Рекомендовано МО РФ. – 2-е изд. стереотип. – М.: Изд-во МГГУ, - (Высшее горное образование). Т.1. Обогатительные процессы и аппараты. – 2004. – 469 с.
Абрамов А.А. Переработка, обогащение и комплексное использование твердых полезных ископаемых: Учебн. для вузов – М.: Изд-во МГУ, 2004 г. Т.2. Технология обогащения полезных ископаемых. – 2004, 509 с.
Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов допущено МО РФ / В.М. Авдохин: Моск. гос. горный ун-т – М.: Изд-во МГГУ, 2006 – Т.1. Обогатительные процессы. – 2006 – 416 с.
Прогрессивные технологии комплексной переработки минерального сырья / под ред. В.А. Чантурия. – М: ИД"Руда и металлы", 2008 г. 283 с.
Абрамов А.А. Технология переработки и обогащение руд цветных металлов: Учебн. пособ. для вузов. Допущено УМО. – М.: изд-во Московского гос. горного института, 2005 г. Т. 3. Кн. 1: Рудоподготовка и Cu, Cu-Fe, Cu-Mo, cu-Zn руды – 2005. – 574 с.
Бочаров В.А. Технология обогащения полезных ископаемых: в 2-х т. Учебник для вузов /В.А. Бочаров, В.А. Игнаткина: Учебно-методическое объединение по образованию. – М.: "Руда и металлы", 2007 г. Т.2. Обогащение золотосодержащих руд и россыпей, обогащение руд редких металлов, обогащение горно-химического и неметаллического сырья. – 2007 – 405 с.
Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных металлов: (Учебн. пособие для вузов.Допущено УМО). – М.: Изд-во МГГУ, 2005 г. Т.3. Кн.2: Pb, Pb-Cu, Zn, Pb-Zn, Cu-Ni, Co-, Bi, Sb-, Hg-содержащие руды. – 2005. – 469 с.
Кармазин В.В. Расчеты технологических показателей обогащения полезных ископаемых: (Учебн. пособие для вузов.Допущено УМО РФ) – М.: Изд-во МГГУ,2006, - 224 с. (Высшее горное образование).
Бражников Н.И. Ультразвуковой контроль и регулирование технологических процессов / Н.И.Бражников, В.А.Белевитин, А.И.Бражников, 2008
Иванов Ю.В. Реконструкция зданий и сооружений: усиление, восстановление, ремонт : учеб.пособие для вузов / Ю.В.Иванов; Учеб.- метод. объединение по образованию 2009
Лагов. Б.С. Радиометрическая сортировка и сепарация твердых полезных ископаемых: учебн. пособие. МИСиС, Кафедра обогащения руд цветных и редких металлов. – М.: Изд-во "Учеба" 2007. – 154 с.