Содержание к диссертации
Введение
1. Современное состояние обогащения россыпного золота и переработка черновых гравитационных концентратов на шлюзах 9
1.1. Состояние обогащения россыпей на шлюзах 9
1.2. Анализ конструкций современных шлюзовых установок, применяемых для переработки россыпей, и перспективы их совершенствования 15
1.3. Анализ состава черновых гравитационных концентратов и технологии их доводки 30
1.4. Выводы и задачи исследований 38
2. Матеметическое описание разделения минеральной смеси :...! 40
2.1. Разделение полиминеральной гидровзвеси в потоке 40
2.2. Выбор модели гравитационного обогащения минерального сырья в водных потоках 46
2.3. Выводы по главе
3. Конструктивная реализация разделительного процесса с наложением поперечных колебаний на массопоток гидровзвеси 52
3.1. Описание экспериментальной установки 52
3.2. Задачи и общая методика экспериментальных исследований 54
3.3. Выводы по главе 59
4. Экспериментальные исследования процесса на шлюзе маятникового типа 61
4.1. Изучение влияния разжижения пульпы на процесс выделения тяжелой фракции 61
4.2. Изучение влияния пропускной способности шлюза на технологические показатели разделения 64
4.3. Изучение влияния положения желоба относительно оси качания на технологические показатели разделения 67
4.4. Изучение влияния продольного угла наклона шлюза на технологические показатели 69
4.5. Изучение влияния поперечного угла поворота на технологические показатели 71
4.6. Выбор рациональной улавливающей поверхности 73
4.7. Изучение влияния параметров колебаний ф и R) на технологические показатели с оптимальной поверхностью 78
4.8. Изучение флуктуации частиц тяжелой фракции в ячейке улавливающей поверхности 82
4.9. Определение влияния скорости потока на технологические показатели шлюза 93
4.10. Исследование влияния исходной крупности питания на фракционное извлечение металла 97
4.11. Выводы по главе 98
5. Опытно-промышленные испытания шлюза маятникового типа 100
5.1. Характеристика исходного сырья 100
5.2. Оценка эффективности работы шлюза маятникового типа на черновых концентратах промприбора 100
5.3. Оценка эффективности работы шлюза маятникового типа на исходных песках 102
5.4. Оценка эффективности работы шлюза маятникового типа на хвостах промприбора 103
5.5. Экономическая оценка эффективности применения шлюза маятникового типа при доводке чернового концентрата 104
5.6. Выводы по главе 110
Общие выводы и рекомендации 112
Список литературы 114
Приложение 125
- Анализ конструкций современных шлюзовых установок, применяемых для переработки россыпей, и перспективы их совершенствования
- Выбор модели гравитационного обогащения минерального сырья в водных потоках
- Изучение влияния пропускной способности шлюза на технологические показатели разделения
- Оценка эффективности работы шлюза маятникового типа на черновых концентратах промприбора
Введение к работе
Актуальность работы. Шлюзовая технология обогащения россыпей тяжелых минералов и металлов относится к одной из простейших, экологически чистых и экономичных, особенно когда ценные компоненты представлены преимущественно частицами крупнее 0,5 – 1 мм. Однако эффективность переработки россыпей снижается с увеличением в них содержания мелких классов ценных частиц. Согласно статистическим данным частицы, например, золота размером менее 0,1 мм. выносятся с пульпой практически на всех гравитационных аппаратах, особенно на шлюзах.
Вовлечение в переработку бедных россыпей с содержанием преимущественно мелких и тонких классов металла, приводит к снижению его извлечения по традиционной, в старательских артелях, шлюзовой технологии.
Для повышения извлечения россыпного золота разработаны различные шлюзы (такие, как подвижные, вибрационные, с непрерывной лентой и др.), однако данные аппараты не приводят к существенному увеличению извлечения, особенно тонких классов золота.
Применение технологии с использованием подшлюзков, несмотря на известное усложнение технологии, позволяет частично увеличить извлечение мелких классов. Однако задача существенно повысить глубину обогащения на шлюзах остается нерешенной из-за низкой эффективности грохочения по граничным зернам 12 – 6 мм.
По последним данным ряда исследователей установлено, что доля мелких классов (–0,25 мм) во всех россыпных месторождениях золота и платины составляет от 1,2 – 74,3 %, класса (–0,15 мм) в коренных источниках россыпей составляет от 10 % до 80 % и не редко достигает 100 %. В результате экспериментальных исследований на драгах и промывочных приборах установлено, что золото крупностью –0,25+0,15 мм извлекается на 54 %, –0,15+0,10 мм – на 23,7 % и –0,10+0,074 мм – на 5 %. Золото мельче 0,074 мм шлюзами практически не извлекается.
В результате многолетний интенсивной обработки разведанных россыпных месторождений золота относительное содержание мелких классов металла в них остается неизменным.
Таким образом, интенсификация процесса россыпного золота на шлюзах является актуальной задачей, решению которой посвящена данная работа.
Цель диссертационной работы – повышение извлечения труднообогатимого золота и сокращение объемов технологической воды на шлюзе маятникового типа.
Научная идея работы. Снижение скорости потока и наложение дополнительного воздействия на естественную постель путем изменения оси подвеса шлюза маятникового типа.
Задачи исследований. Для достижения поставленной в работе цели приняты к решению следующие задачи:
- выявить влияние возвратно-вращательных колебаний шлюза на уплотнение естественной постели с целью повышения извлечения мелких классов тяжелых минералов и металлов;
- исследовать возможность сокращение скорости потока на шлюзе маятникового типа с последующим сокращением объемов технологической воды;
- проверки результатов исследований в полупромышленных условиях.
Методы исследований. Математический и экспериментальный методы оценки флуктуаций плотных частиц в зависимости от параметров процесса; метод скоростной киносъемки процесса на шлюзе; статистической обработки результатов исследований; методы анализа исходного материала и продуктов разделения: ситовой, фракционный, магнитный и пробирный.
Защищаемые научные положения, выносимые на защиту.
1. Увеличение извлечения мелких и тонких классов тяжелых минералов из исходного сырья с высоким содержанием минералов промежуточной плотности, достигается снижением суммарного гравитационного и центробежного ускорений уплотняющих естественную постель на шлюзе маятникового типа.
2. В результате наложения на шлюзе маятникового типа поперечных колебаний достигается снижение расхода технологической воды и как следствии этого скорости потока, что обеспечивает увеличение извлечения мелких тяжелых фракций независимо от верхнего предела крупности исходного материала.
Объекты исследования – шлюз маятникового типа, искусственная минеральная смесь, пески и продукты обогащения золотосодержащих россыпей.
Предмет исследования – параметры процесса и их влияние на разделение частиц по их плотности.
Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечены низкими значениями дисперсии доверительных интервалов, удовлетворительной сходимостью результатов лабораторных и полупромышленных исследований.
Научная новизна выполненной работы:
- предложен и исследован способ механического воздействия на естественную постель шлюза маятникового типа, позволяющий интенсифицировать процесс извлечения мелких классов тяжелых минералов и металлов;
- установлены рациональные режимы и граничные условия эффективного воздействия возвратно-вращательных колебаний на разделительный процесс шлюза маятникового типа.
- установлены условия позволяющие транспортировать минеральное сырье по шлюзу с многократными сокращениями скорости потока, объемов технологической воды при одновременном повышением улавливающей способности.
Практическая ценность работы:
- разработанная конструкция шлюза маятникового типа с осью колебаний ниже оси желоба позволяющая увеличить извлечение тяжелых фракций в среднем на 13,81 %, в том числе по крупности –0,2+0,074 мм – на 18,6 %, а класса -0,074+0,044 мм – на 12,25 % в сравнении с неподвижными шлюзами;
- разработана на уровне изобретения новая улавливающая поверхность шлюза в виде комбинации поперечных ячеек на гладкой поверхности c поперечными металлическими ребрами позволяющая увеличить извлечение металла в концентрат на 9,13 % в сравнении с традиционными трафаретами;
- в сравнении с традиционными шлюзами, маятниковый шлюз относится к водозберегающим аппаратам при этом расход воды в 4 – 5 раз меньше, что предпочтительно с энергетической и экологической точек зрения.
Реализация рекомендаций и выводов работы.
На основании полученных результатов, представляется возможным использование шлюза маятникового типа для доводки черновых концентратов стационарных шлюзов, что позволит при контейнерной съемке чернового концентрата уменьшить простои, сократить потери металла за счет увеличения частоты сполоска, снизить трудозатраты на доводочные операции.
Шлюз маятникового типа рекомендован для проведения эксплуатационного опробования месторождения, что позволит иметь достоверную информацию о содержании в том числе мелкого золота на отдельных участках полигона и выбрать рациональную технологию их переработки.
По результатам полупромышленных испытаний ООО ПФ «Обогатитель» приняло решение о приобретении шлюза маятникового типа.
Шлюз маятникового типа внедрен в учебный процесс.
Личный вклад автора:
- постановка цели, задач исследований;
- участие в разработке диффузионной модели гравитационных процессов;
- разработка экспериментального образца шлюза маятникового типа;
- изготовление и разработка новых улавливающих поверхностей шлюза маятникового типа;
- проведение экспериментальных исследований в лабораторных условиях и полупромышленных условиях, анализ и обработка полученных результатов;
- разработка рекомендаций по использованию шлюза маятникового типа.
Апробация работы. Основные положения докладывались и обсуждались на: Всероссийской научно-технической конференции студентов, аспирантов и молодых ученых «Совершенствование метода поиска и разведки, технологии добычи и переработки полезных ископаемых» (Красноярск, 2003 г.); IV Конгрессе обогатителей стран СНГ (Москва, 2003 г.); Республиканской научно-практической конференции «Пути решения актуальных проблем добычи и переработки полезных ископаемых» (Якутск, 2003 г.); Третьем Всероссийском симпозиуме с международным участием «Золото Сибири и Дальнего востока: геология, геохимия, технология» (Улан-Удэ, 2003 г.); Всероссийской научно-технической конференции студентов, аспирантов и молодых ученых «Совершенствование технологий производства цветных металлов» (Красноярск, 2005 г.); III Международной научно-технической конференции «Современные технологии освоения минеральных ресурсов)» (Красноярск, 2005 г.).
Публикации. По теме диссертационной работы опубликовано 9 статей и тезисов, один патент РФ на изобретение.
Объем и структура работы. Диссертационная работа состоит из введения, пяти глав, заключения, библиографического списка и одного приложения, содержит 128 с., 127 библиографических источников, 23 рисунка и 50 таблиц.
Автор выражает искреннюю благодарность и признательность научному руководителю докт. техн. наук, проф. М.В. Верхотурову, коллегам из ГУЦМиЗ за помощь и поддержку в работе над диссертацией.
Анализ конструкций современных шлюзовых установок, применяемых для переработки россыпей, и перспективы их совершенствования
Шлюзы получили широкое распространение при обогащении золотосодержащих песков. Они представляют собой желоб, на дне которого укладывается трафареты (рифли) - устройства различного типа для создания неподвижной постели [1].
Пески с водой подаются в голову (верхнюю часть) наклонно установленного шлюза. Наиболее плотные (тяжелые) минералы и металл концентрируется на дне шлюза между рифлями в неподвижной постели, а легкие (пустая порода) сносятся потоком воды в хвосты.
В зависимости от режима работы различают шлюзы мелкого наполнения для обогащения песков крупностью до 16 мм и шлюзы глубокого наполнения для крупного (до 50-100 мм) материала. Несмотря на многовековую эксплуатацию: шлюзов и многочисленные экспериментальные исследования, механизм процесса обогащения в них изучен недостаточно. Однако основные закономерности известны.
Рациональная длина шлюза зависит от крупности золота в россыпи, очень тонкое или чешуйчатое золото требует большей длины шлюза. Основная часть крупного золота улавливается на первых метрах шлюза [18]. Многократные опробования работы шлюзов на драгах и промывочных приборах, результаты которых приведены в работе [19] показали, что золото крупностью менее 0,2 мм большей частью теряется с хвостами обогащения.
Обычная длина большинства современных шлюзов составляет 15-20 м, на драгах стандартная длина 6-8 м, а мелкое золото извлекается посредством дополнительных аппаратов. При гидравлической разработке россыпей применяют шлюзы длиной от 30 до 150 м, а иногда несколько сот метров. Ранее на Аляске шлюзы часто достигали 1500 м. На вспомогательных операциях (промывка проб, дополнительная обработка концентратов и промежуточных продуктов) применяются короткие шлюзы от 1,5 до 5 м, которые часто имеют местные названия; проходнушки, колоды, американки и т.д.
Ширина шлюза определяет его производительность из условия оптимальной удельной нагрузки 3...4 м3/ч на один метр ширины. Стандартной шириной шлюза принято считать 0,7 м. Вместе с тем, ширина шлюза является одной из наиболее важных параметров при его конструировании. Так, при выборе ширины шлюза, должны быть сбалансированы два противоположных условия (требования). Для транспортировки гальки, при заданной производительности шлюза, поток должен быть достаточно глубоким, чтобы покрывать куски максимальной крупности. В противоположность к этому извлечение тонкого золота требует, чтобы материал перемещался тонким слоем в потоке воды, необходимой только для предотвращения забивания рифлей песком. Эти требования не могут быть достаточно сбалансированными при обогащении неклассифицированных песков, содержащих тонкое золото. Тогда требуется раздельная переработка крупных и мелких классов на шлюзах различной конструкции и ширины.
Уклон шлюза определяется так, чтобы водный поток мог транспортировать крупный класс гравия и предотвращать забивание рифлей песком и в то же время позволял осаждать золото. Крупный плоский гравий требует большего наклона, чем округлый. Обычно уклон находится в пределах 3-9 град., чаще 6-8 град.
Трафареты в шлюзе, образуя "неподвижную" относительно продольной оси шлюза постель, задерживают частицы золота, осевшие из потока пульпы на дно. Они дают им возможность заполнять емкость постели, перемещаясь по ее каналам.
Трафареты также концентрируют металл, образуя вихри, которые по тем же каналам вымывают из постели частицы пустой породы.
При наличии предварительной дезинтеграции и грохочения, используются трафареты небольшой высоты и более легкой конструкции из деревянных брусков, в виде резиновых решеток, ковриков и т.д. Для концентрации мелких песков применяются трафареты с еще более мелкими конструктивными элементами, а иногда даже одни только резиновые коврики или ворсистые покрытия. В практике эксплуатации шлюзов нет установившегося правила выбора трафаретов. При оптимальных параметрах процесса и крупном золоте, почти любой вид трафаретов работает хорошо, в других случаях их конструкция имеет важное значение. Вместе с тем, решающим фактором выбора конструкции является наличие навыков в их изготовлении и эксплуатации, а также экономические соображения, зависящие от местных условий работы.
Наиболее общими типами трафаретов являются поперечные рифли и кубики, установленных в шахматном порядке. Для улавливания крупного металла эффективны продольные рифли.
Так, в работе [20] предлагается укладывать ткань под стандартные трафареты на дно шлюза, что приводит к снижению потерь мелкого золота за счёт присасывания мелких частиц металла на ткань.
Для максимальной производительности шлюза рифли должны оказывать минимальное сопротивление потоку, но в то же время иметь форму для достаточной турбулизации потока.
Подробные исследования гидродинамики потока пульпы и механизма извлечения золота при различных параметрах армировки шлюза проведены Р. Кларксоном [21] на россыпных месторождениях Клондайка. Он использовал метод радиоактивных индикаторов для оценки эффективности обогащения. Исследованы разные типы трафаретов и мягкого улавливающего покрытия. Основным механизмом эффективного извлечения золота в улавливающей постели шлюза, как указано в работе, является возникновение вихрей-круговоротов (vortex) между планками трафаретов. Изучены условия возникновения благоприятного режима извлечения золота в зависимости от конкретных технических параметров и размеров элементов армировки шлюза. По результатам исследований разработаны рекомендации и переданы действующим предприятиям. Использование этих рекомендаций на многих горных предприятиях позволило повысить извлечение золота на 4 - 44 % [21].
Поиски направлений совершенствования шлюзов продолжаются. Они реализованы в относительно современных суживающихся шлюзах с гладким дном и в их производных, включая конус Рейхерта. В суживающемся в направлении потока желобе тонкие и тяжелые частицы по механизму стесненного осаждения и просачивания в промежутках (порах) концентрируются в нижней части потока. По мере сужения шлюза глубина потока и, соответственно, толщина слоя твердой фазы, увеличиваются, что позволяет посредством отсекателей разделять легкую и тяжелую фракции по хорошо сформированной границе между ними [22].
Конус Рейхерта можно рассматривать как ряд суживающихся желобов, расположенных по кругу и примыкающих друг к другу только без боковых стенок, как у шлюза.
Максимальная крупность материала, подаваемого на эти шлюзы и конус 2 мм, при содержании твердой фазы 55-65 % в том же числе шламов не более 5%. Такие характеристики питания достигают удалением из исходного материала крупных частиц грохочением, а шлама - гидроконцентрированием. Аппараты наиболее эффективны для извлечения тяжелой фракции в диапазоне крупности -0,5+0,05 мм. Степень концентрации на одном аппарате равна 2. В промышленном цикле обычно набирают до 8 конусов. Недостатком является подготовка сырья по крупности.
Наиболее простыми и дешевыми шлюзовыми установками являются подвижные гидравлические шлюзы. Они предназначены для переработки больших объёмов песков, (часто на гидравликах) без предварительной дезинтеграции материала. Данные аппараты имеют большое сечение (от 500 до 1500-1270 мм), рассчитанное на транспортирование большого объёма разжиженной пульпы, с довольно крупными, иногда до 300 - 500 мм, валунами и уклоном в среднем 0,05, который лимитируется рельефом местности и условиями размещения хвостов от обогащения.
Разжижение пульпы в этих же шлюзах колеблется от (25-60); 1. Изготавливаются шлюзы из досок толщиной 40-50 мм звеньями по 6 м длинной. Высота бортов 0,8 -1 м. Укладываются шлюзы непосредственно на грунт, если позволяет рельеф, или же устанавливаются на эстокаде на стойках. Общая длина шлюза достигает 50 м.
Ввиду большого расхода воды, режим работы гидравлических шлюзов трудно регулировать. Поэтому для дополнительного улавливания снесённых потоком мелких зёрен ценного компонента вслед за шлюзом глубокого наполнения устанавливают так называемые подшлюзки или шлюзы малого наполнения. С помощью грохота из хвостов выделяют фракцию -10 (16) мм и направляют на обогащение в более тонком потоке, т.е. с меньшими скоростями. Подшлюзки представляют собой ряд параллельных шлюзов длиной до 6 м и шириной 0,7-0,9 м. Обычно, общая ширина подшлюзков в 4-8 раз больше ширины основного гидравлического шлюза. Это даёт возможность резко снизить нагрузки на шлюз. Техническая характеристика шлюзов приведена в таблице 1.3 [23].
Выбор модели гравитационного обогащения минерального сырья в водных потоках
Глубина эффективного обогащения материала на шлюзе маятникового типа зависит также, как при других гравитационных процессах, от интенсивности флуктуационного перемешивания частиц взвеси (естественной постели).
При наложении на шлюз поперечных колебаний формируется осадочный слой, в котором разрыхление дисперсного материала осуществляется посредством вертикальных составляющих потока воды и вибрационных ускорений. Поскольку вертикальная составляющая на шлюзах трудно поддается непосредственному измерению и ее оценки, у различных авторов существенно отличается, а также из-за отсутствия теории обогащения на шлюзах, данная модель может быть принята по крайне мере для качественного описания процесса, т.е. взаимосвязи энергии потока и глубины обогащения минералов различной плотности на шлюзах.
Общей закономерностью диффузионных процессов и флуктуации макрочастиц является возрастание коэффициента флуктуации по мере увеличения энергии, подводимой к системе для псевдоожижения дисперсного материала.
Механизм перемешивания или самодуффузии частиц впервые рассмотрел Г. Хевеши (1913 г.). Экспериментально исследуя диффузию атомов в твердых телах, он нашел зависимость коэффициента самодиффузии (D) от температуры образца, которая весьма точно выражалась формулой D = Ae кт, (2.4) где А - коэффициент самодиффузии; W - потенциальная энергия атомов; КТ - энергия, затрачиваемая на преодоление сил молекулярных связей; К - постоянная Больцмана; Т - абсолютная температура тела. На основании распределения частиц по энергиям во внешнем силовом поле (по Максвеллу-Больцману) и кинетической теории жидкости Я.И. Френкель описал термодиффузию выражением D = A -e кт , (2.5) 6% где 5 - межмолекулярное расстояние; т - время оседлой жизни молекулы. По выражению (2,5) коэффициент термодиффузии определяется соотношением КТ и W. При КТ « W скорость «испарения» совершенно ничтожна и быстро возрастает при приближении КТ к W. Теоретически обосновав выражение (2.5), Я, И. Френкель использовал его применительно к жидкости и растворам, в том числе с полидисперсными молекулами, отметив значительные колебания предэкспоненциального множителя для различных веществ.
Установлено, что изменение структурно-механических характеристик жидкости (вязкости, степени «разрыхления», диффузии частиц и т.д.) от ее температуры качественно совпадает с изменением аналогичных характеристик псевдожидкости от величины подводимой к ней энергии в виде потока среды и вибрации [124]. Это определило правомерность описания интенсивности перемешивания плотных преимущественно мелких частиц в псевдожидкости и их «испарения» (переход их в легкий продукт).
Перемешивание частиц в псевдожидкостях по аналогии с самодиффузией молекул в растворах описывается выражением E Ф = АЄ ES (2.6) где Ф - коэффициент флуктуации частиц во взвеси; А - предэкспоненциальныи множитель, зависящий в основном от свойств материала и вертикальной составляющей потока; Е] - потенциальная энергия частиц; Е2 - энергия псевдоожижения частиц. В свою очередь ЕІ5 Е2 описывается выражением Е =Gh = -(6 -5 )Kgh, і і 6 т лу г і где G - вес частицы в среде; Ь.! - толщина слоя взвеси; d - эквивалентный диаметр тяжелой частицы; 5Т - плотность тяжелых частиц; 5Л -плотность легких частиц; Кф - коэффициент формы частиц; g - ускорение свободного падения. где ц. - коэффициент псевдовязкости взвеси; V - скорость восходящего потока воды в свободном сечение аппарата; h2 - толщина слоя взвеси до сливного порога легкой фракции; а и и - соответственно амплитуда и частота вибрации. где at - минимальный размер частицы, a2, а3 - взаимно перпендикулярные размеры частиц в сечение к размеру aj. Предэкспоненциальный множитель по экспериментальным данным имеет вид где А] - коэффициент пропорциональности, численно равный 1 (для данного случая). После преобразований коэффициент флуктуации рассчитывается по выражению а где gB - вибрационное ускорение. Тогда конечное извлечение Е плотных частиц в концентрат (при t — со) определяется выражением: Е=1-Ф, (2.8)
Выражение (2.7) предполагает равномерное (по элементарным объемам) псевдоожижение дисперсного материала. Извлечение тяжелой фракции возрастает с уменьшением энергии, подводимой к системе, что хорошо согласуется с выводом П.В. Лященко [106]: «Оптимальным условием разделения зерен, отношение размеров которых больше коэффициента равнопадаемости, по плотностям является полное отсутствие восходящей струи, и оно тем более возможно, чем меньше скорость восходящей струи».
Увеличение вязкости взвеси при V - 0 можно компенсировать уменьшением устойчивости частиц (слоя), например, наклоном подложки [125], либо увеличением времени сепарации при, например, доводке черновых гравиконцентратов, когда не требуется высокой производительности аппаратов.
Рассчитанные значения извлечения металла по выражению (2.8) согласуются с экспериментальными данными проведенными на моделях с использованием искусственной смеси (кварц - железный порошок, кварц магнетит) при достоверности 0,95. Для полидисперсного материала извлечение следует считать по фракционному извлечению узких классов крупности.
Для гравитационных процессов с различными направлениями потоков в выражении (2.8) изменится только предэкспоненциальный множитель, что связано с изменением работы против сил тяжести.
В соответствии с результатами исследований разработан способ псевдоожижения и транспорт материала при небольшой скорости потока и, соответственно, с минимальными флуктуациями частиц путем уменьшения их устойчивости на подложке, изменяющей угол наклона. Этот способ реализован на шлюзе маятникового типа.
Изучение влияния пропускной способности шлюза на технологические показатели разделения
Производительность аппарата является немаловажным параметром, который влияет на эффективность работы аппарата вследствие увеличения или уменьшения высоты постели. Исследование проведены по двум вариантам, как в разделе 4.1. Опыты проведены при следующих постоянных условиях:
Ж:Т =2:1 (ось желоба выше оси качания на 180 мм);
Ж:Т =2,16:1 (ось желоба совпадает с осью качания);
продольный угол наклона шлюза - 4 град.;
поперечный угол поворота - 20 град.;
частота колебания - 1 гц.
Производительность шлюза при поднятии желоба выше оси качания на 180 мм существенно больше в сравнении с положением, когда ось качаниям совпадает с осью желоба, что объясняется повышением текучести постели при снижении суммарного вертикального ускорения, уплотняющего постель. Производительность, кг/ч
Извлечение металла в концентрат, когда ось желоба выше оси качания на 180 мм; -6— Извлечение металла в концентрат, когда ось желоба совпадает с осью качания; -е- Содержание металла в концентрате, когда ось желоба выше оси качания на 180 мм; -ж— Содержание металла в концентрате, когда ось желоба совпадает с осью качания.
Зависимость извлечения металла и его содержания в концентрате от производительности по исходному питанию
С уменьшением производительности, увеличивается извлечение металла в концентрат. Это объясняется уменьшением толщины постели, что способствует быстрому прохождению металла по всей высоте постели до улавливающей поверхности. Однако, при производительности 250 кг/ч массовая доля металла в концентрате снижается (рис. 4.2). В связи с этим рациональное значение производительности принято 500 750 кг/ч. 4.3. Изучение влияния положения желоба относительно оси качания на технологические показатели разделения
Расстояние от оси качания до постели имеет существенное влияние на вертикальную составляющую ускорения твердой фазы массопотока. Так согласно 4.2 при R =0,18 м имеем соответственно g S- 2 0,86g, увеличивая радиус вращения желоба до 0,3 м, получаем g Tx 2 = 0,75g, т.е. происходит снижение суммарного вертикального ускорения.
Для оценки этого фактора проведена другая серия опытов с изменением радиуса качания при сохранении постоянных значений:
производительность Q - 500 кг/ч;
Ж:Т = 2:1 (ось желоба выше оси качания на 180 мм);
Ж:Т= 2,16:1 (ось желоба совпадает с осью качания);
частота колебания - 1 гц;
продольный угол наклона шлюза - 4 град.;
поперечный угол поворота - 20 град.
. Зависимость извлечения металла и его содержания в концентрате от расстояния оси желоба относительно оси качания
При проведении исследований влияния положения оси колебания маятникового шлюза на технологические показатели разделения (рис. 4.3) выявлено, что при поднятии желоба выше оси качания на 180 мм, извлечение металла в концентрат составляет 95,47 %, а содержание металла в концентрате 10,31%.
Увеличение показателей происходит за счет того, что при опускании оси качания ниже оси желоба, центростремительное ускорение будет направленно против гравитационного, что благоприятно воздействует на разрыхление постели при меньших скоростях потока воды.
При поднятии желоба на 60 и 120 мм выше оси качания извлечение металла в концентрат невысокое из-за недостаточного разрыхления постели при низких расходах воды, дальнейшее поднятие желоба на 240 и 300 мм приводит также к снижению показателей за счет увеличения флуктуации минеральных частиц, и соответственно, потерь металла в хвосты в результате возрастающей инерции частиц при изменении направления движения (колебания) шлюза.
Изучение влияния продольного угла наклона шлюза на технологические показатели
Величина продольного угла наклона желоба относится к одной из главных геометрических параметров шлюза. Через этот параметр можно управлять как скоростью массопотока в желобе, высотой слоя, производительностью аппарата, так и величиной предельно допустимого исходного класса частиц твердой фазы выделяемого в осадок.
Все опыты проведены при следующих постоянных условиях:
производительность Q - 500 кг/ч;
положение желоба выше оси качания на 180 мм;
отношение Ж:Т = 2:1;
частота колебания - 1 гц;
поперечный угол поворота - 20 град.
Оценка эффективности работы шлюза маятникового типа на черновых концентратах промприбора
Исследования проводились на черновом концентрате промприбора объемом 0,2 м , схема обогащения представлена на рис. 5.1. Результаты обогащения чернового концентрата и извлечение золота по узким фракциям представлены в табл. 5.1 -5.2.
По результатам исследований представляется использование шлюза маятникового типа в технологической схеме обогащения золотосодержащих песков. Так как иа действующем предприятии доводку чернового концентрата осуществляют на лотках в ручную, шлюз маятникового типа позволяет снизить потери мелкого золота при доводке.
Для проведения исследований по оценке эффективности работы шлюза маятникового типа проведен отбор пробы исходных песков.
Отбор проб производился точечным способом по сетке 10x10 м. Объем материала, взятого из одной лунки, составлял 0,25 м3, общий объем пробы по различным точкам колебался в пределах 5 м3. Выемка грунта производилась экскаватором на базе трактора «Беларусь» с емкостью ковша 0,25 м3, доставка до рабочей площадки с оборудованием осуществлялась самосвалом.
Материал, доставляемый с места отбора пробы, располагается возле рабочей площадки. Весь объем грунта делится на приблизительно равные части по 1,0 м и поочередно перерабатывается на шлюзе маятникового типа с периодическим съемом концентрата.
Эксперимент состоит из двух этапов. На первом этапе на установке перерабатывается проба песков в объеме (1,0 м3), продолжительность опыта составляет 1,40 часа, основные параметры процесса соответствуют оптимальным значениям, установленным в предыдущих исследованиях. Хвосты обогащения собираются в отдельной емкости - отстойнике и опять подвергаются обогащению, для того чтобы определить потери металла с хвостами. Концентрат после окончания опыта рассеивается на следующие классы: -3+0,25мм; -0,25+0мм.
Затем классы отправляются на анализ. Данные по извлечению золота узких классов крупности и результаты обогащения исходных песков представлены в табл. 5.3- 5.4.
В результате обогащения исходных песков на шлюзе маятникового типа извлечение металла в концентрат составляет 97,61 %, таким образом, в виду высокого извлечения шлюз маятникового типа можно использовать для переработки малотоннажных проб или, например, для опробования месторождений.
Эксперимент проводим аналогично исследованию с исходными песками. Данные по извлечению золота узких классов крупности и результаты обогащения хвостов промприбора (эфелей) песков представлены в табл. 5.5 -5.6.
Для определения экономического эффекта от внедрения шлюза маятникового типа для доводки чернового концентрата проведено сравнение экономических показателей данного аппарата с ручной доводкой на лотках.
Дисконтирование осуществляется с использованием нормы дисконта [127]. Коэффициент дисконтирования рассчитывается по формуле (5.1): at=l/(l+E)t, (5.1) где at - коэффициент дисконтирования; Е - норма дисконта (принята 16 %); t - год осуществления проекта. При Е = 16%, t = 3 года, расчетное значение коэффициента дисконтирования равно: ai = 0,862; a2 = 0,743; a3 = 0,640. Сравнение вариантов производится с использованием показателей: - чистый дисконтированный доход (ЧДД); - индекс доходности (ИД); - срок окупаемости. Чистый дисконтированный доход определяется как сумма текущих эффектов за весь расчетный период, приведенных к начальному периоду. ЧДД при постоянной норме дисконта (Е = 16 %) вычисляем по формуле: 105 ЧДД = Е(Р(-3,)-ап (5.2) где Pt - результаты, достигаемые на t-ом году расчета; 3t - затраты, осуществляемые в том же году. Индекс доходности (ИД) представляет собой отношение суммы приведенных эффектов к величине приведенных капиталовложений: ИД = ЧДД/К, (5.3) где К - сумма дисконтированных капиталовложений, которая рассчитывается по формуле K = IKfOti (5.4) где Kt - капиталовложения в t-ом году. Если ИД 1, проект эффективен, если ИД 1 - неэффективен. Срок окупаемости - период, измеряемый в месяцах, кварталах или годах, начиная с которого первоначальные вложения и другие затраты, связанные с инвестиционным проектом, покрываются суммарными результатами его осуществления. Результаты расчетов приведены в таблицах 5.7-5.12.
При ручной доводке чернового гравитационного концентрата на лотках извлечение золота составляет 92 % - (по данным опробования на действующей артели), потери в основном складываются из тонкого и мелкого золота,
Таким образом, количество доизвлеченного золота (Мс) при использовании шлюза маятникового типа определим по формуле: г. Выручка за доизвлеченное золото (СТ3) рассчитывается по формуле: где СТ3 - стоимость товарной продукции, руб.; Цз - цена 1 грамма золота, руб 1847,45-460=849825,5 руб. Для расчета капитальных вложений в оборудование использовали следующие исходные данные:
- количество единиц оборудования - 1;
- цена единицы оборудования - 30000 руб.
Стоимость оборудования рассчитано по следующей формуле: CTO6=N-IJU (5.7) где Стоб - стоимость оборудования, руб; N - количество единиц оборудования, шт; Цед - цена единицы оборудования, руб. Сумму амортизационных отчислений для оборудования определяем по следующей формуле: АО = СтоНа/100%, (5.8) где АО - амортизационные отчисления, руб; Ст0 - стоимость оборудования, руб; На - норма амортизации, %. Расчет капитальных вложений применительно к условиям эксплуатации оборудования на уч. Балыкса представлен в табл. 5.8
