Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ технологий обогащения мелкого и тонкого золота (современное состояние) 11
1.1. Фракционный состав золота как важнейший признак обогатимости 11
1.2. Гравитационное обогащение золота 12
1.3. Особенности флотации свободного (россыпного) золота 20
1.4. Флотационная технология обогащения рудного золота и реагентные режимы 21
1.5. Флотационные машины 28
Выводы, цель и задачи исследований 30
2. Материалы и методы исследования 33
2.1. Методика исследований, материалы и аппаратура 33
2.1.1. Методы исследований, применяемые в работе 33
2.1.2. Характеристика применяемых флотационных реагентов 34
2.1.3. Характеристика используемых материалов 35
2.1.4. Характеристика минералов, применяемых при проведении лабораторных исследований 40
2.2. Аппаратура для проведения флотационных экспериментов 43
2.2.1. Флотационные испытания на трубке Халлимонда 43
2.2.2. Результаты исследований на лабораторных флотомашинах 44
2.2.3. Лабораторные центробежные флотомашины конструкции ИГДС 48
3. Теоретическое и экспериментальное обоснование разделительных процессов минеральных частиц, основанное на различии их удерживающей способности на поверхности потока воды 54
3.1. Исследование селективности выпадения частиц из пенного слоя флотации 54
3.1.1. Постановочная экспериментальная оценка характера выпадения частиц после прекращения аэрации воздухом 54
3.1.2. Исследование селективности выпадения минеральных частиц из пенного слоя, текущего по наклонной плоскости (желобу) 56
3.2. Сравнение условий удержания минералов на поверхности воды при условии перехода пены в минерализованный слой на поверхности воды 69
3.2.1. Условия удержания частиц на пузырьках воздуха 69
3.2.2. Условия удержания частиц в пенном слое 72
3.2.3. Условия удержания частиц на плоской поверхности жидкости 73
3.3. Условие максимального перевода частиц на поверхность воды при переходе пены в минерализованный слой 75
3.3.1. Газосодержание в пенном слое флотационного процесса 75
3.3.2. Исследование динамики гашения пены во флотационной камере 77
3.3.3. Расчет скорости движения воды для перехода пены в минерализованный слой на поверхности воды 79
Выводы по главе 3 81
4. Исследование процессов разделения минералов на поверхности вращающегося потока воды 83
4.1. Разделительные процессы на поверхности вращающейся жидкости, вытекающей из вершины обратного конуса 83
4.1.1. Соотношение сил, действующих на частицу на поверхности вращающейся воронки воды, образующейся в центробежной флотомашине с центральной разгрузкой концентрата 83
4.1.2. Оценка профиля водной воронки от параметров разделительного конуса 86
4.1.3. Характер перемещения частиц по поверхности закручивающейся воронки в разделительном конусе 89
4.1.4. Определение зависимости доли воды выделяемой через отсекающий патрубок от диаметра и высоты его установки 91
4.1.5. Экспериментальные исследования по разделению минеральных проб на разделительном конусе 94
4.1.5.1. Результаты исследования зависимости качества получаемых концентратов от высоты установки отсекающего патрубка 94
4.1.5.2. Экспериментальные исследования по перечистке концентратов пенной флотации 96
4.1.5.3. Флотационные исследования продуктов обогащения в условиях Сарылахской обогатительной фабрики 102
4.1.5.4. Результаты исследования обогащения хвостов доводки по гравитационно-флотационной схеме 104
4.2. Разделительные процессы в центробежной флотомашине с периферийной разгрузкой концентрата 107
4.2.1 .Физическая сущность образования вогнутой поверхности воды при вращении цилиндрической камеры флотомашины 107
4.2.2. Водный режим флотации в камере флотомашины 109
4.2.3. Экспериментальные исследования по разделению минеральных проб на центробежной флотомашине с периферийной разгрузкой концентрата 110
4.2.4. Флотационные исследования продуктов обогащения в полевых условиях участка «Нагорный» золото-сурьмяного месторождения «Малтан» 113
4.2.5. Флотационные исследования продуктов обогащения в условиях Сарылахской обогатительной фабрики 114
Выводы по главе 4 116
5. Разработка комбинированной гравитационно флотационной схемы обогащения золото содержащих хвостов модульной ОФ «Караван» месторождения «Малтан» с применением центробежных флотомашин нового типа 118
5.1. Исходные данные для разработки комбинированной технологии 118
5.2. Принципиальная технологическая схема комбинированной технологии переработки хвостов 119
5.3. Расчет технологических параметров обогащения золота 121
5.4. Расчет технологических параметров обогащения сурьмы 121
5.5. Экономическая эффективность применения центробежных флотомашин нового типа 128
Выводы по главе 5 131
Заключение 132
Список литературы 135
Приложение 145
- Гравитационное обогащение золота
- Исследование селективности выпадения минеральных частиц из пенного слоя, текущего по наклонной плоскости (желобу)
- Экспериментальные исследования по перечистке концентратов пенной флотации
- Экономическая эффективность применения центробежных флотомашин нового типа
Введение к работе
Актуальность работы. Ухудшение качества минерального сырья, вовлекаемого в переработку, связано с увеличением доли тонковкрапленных минералов полезных компонентов в рудах, которые требуют применения энергоемкого тонкого измельчения для их вскрытия и сложных комбинированных технологий обогащения.
Основной проблемой при обогащении рудных месторождений золота является извлечение мелкого и тонкого золота. Основная масса золота мелких фракций тоньше -0,07 мм гравитационными методами не извлекается. Для обогащения таких фракций золота несомненную перспективу представляют флотационные методы. Мелкое золото крупностью -0,07+0,04 мм обычно легко флотируется сульфгидрильными коллекторами и известными вспенивателями при естественных значениях рН без добавления модификаторов среды. Извлечение золота в зависимости от фракционного состава достигает 80—90 %. Успех пенной флотации определяется как реагентным режимом, так и гидродинамическими условиями флотации, достаточно специфическими для золота.
В связи с этим, разработка технологий, обеспечивающих рентабельность вовлечения в переработку руд, содержащих мелкое и тонкое золото является актуальной задачей.
Работа выполнена в соответствии с планами НИР ИГДС СО РАН 1995-2006 г.г.; Государственным заказом РС(Я) №2-13 от 16.04.2003 г. на научно-технические работы «Анализ существующих технических средств и технологий извлечения золота и разработка рекомендаций по россыпным и рудным месторождениям» 2003 г.; работами с ЗАО «Тарын» и ОАО «Сарылах-Сурьма».
Цель работы – повышение эффективности доводки флотационных концентратов, содержащих мелкое и тонкое золото на основе применения центробежных флотомашин нового типа.
Основная идея работы заключается в выявлении закономерностей, характеризующих влияние центробежной силы на поведение частиц золота на поверхности вращающейся жидкости и их извлечение.
Основные задачи исследований:
– экспериментальные исследования отрыва минеральных частиц и золота из пенного флотационного слоя после прекращения аэрации воздухом;
– теоретическое обоснование разделительных процессов минеральных частиц, основанное на различии их удерживающей способности на поверхности вращающейся пульпы;
– разработка способа флотации минералов из монослоя минерализованной поверхности вращающейся пульпы для перечистных операций при доводке флотационных концентратов, содержащих мелкое и тонкое золото;
– разработка аппаратов центробежной флотации и экспериментальная оценка их по эффективности разделения золотосодержащих рудных геоматериалов.
Объект исследований: экспериментальные исследования проведены на золотосодержащих продуктах обогащения ОФ «Караван» по переработке руд месторождения «Малтан» и Сарылахской ОФ по переработке руд месторождения «Сарылах».
Предмет исследования: флотационное извлечение мелкого и тонкого золота из продуктов обогащения золото-сурьмяных руд.
Методы исследований: анализ и обобщение литературных источников, физическое моделирование, теоретическое обоснование процессов разделения минеральных смесей на поверхности вращающейся жидкости, экспериментальные исследования на новых аппаратах центробежной флотации, изучение комплексного вещественного анализа продуктов разделения на основе минералогического, элементного спектрального, пробирного анализов, статистические методы обработки экспериментальных данных.
Основные защищаемые положения:
- Условия перехода объемной пены в монослой с максимальным сохранением минералов на границе фаз газ – жидкость определяются скоростью движения потока воды и степенью аэрации исходной флотационной среды.
- Разница удерживающей способности минеральных частиц на поверхности вращающейся жидкости обеспечивается их гидрофобностью при наличии отрывающих центробежных сил, что создает условия для селективного разделения минералов.
- Разработанная комбинированная гравитационно-флотационная схема обогащения хвостов гравитационной переработки золото-сурьмяных руд содержащих мелкое и тонкое золото с применением центробежных флотомашин нового типа позволяет вовлечь в повторную переработку техногенные хвосты.
Научная новизна работы:
– определены особенности перехода пенного минерализованного слоя флотации в минерализованный монослой при подаче его на поверхность движущегося потока воды;
– дана оценка влияния центробежных сил вращения потока жидкости на селективность отрыва гидрофобных частиц с ее поверхности;
– установлены зависимости качества получаемых концентратов по содержанию золота от режимных и конструктивных параметров центробежных флотомашин.
Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и результатов, полученных в диссертационной работе, основывается на использовании большого объема экспериментальных данных, их статистической обработки, современных методах анализа продуктов обогащения.
Практическая ценность работы состоит в том, что на основании теоретических и экспериментальных исследований разработана эффективная технология доводки флотационных золотосодержащих концентратов с перечисткой чернового концентрата основной флотации методом флотации на поверхности вращающейся пульпы.
Личный вклад автора состоит в постановке цели и задач исследования, физическом моделировании, исследовании зависимостей качества получаемых концентратов от режимных и конструктивных параметров центробежных флотомашин, обосновании нового способа перечистки флотационных концентратов, разработке конструкций лабораторных центробежных флотомашин.
Реализация результатов работы. Разработанная технология переработки хвостов гравитационного обогащения, содержащих мелкое и тонкое золото, передана ЗАО «Тарын» для разработки технологического регламента и проекта на отработку месторождения «Малтан» и переработку хвостов гравитационного обогащения. Результаты исследований могут быть рекомендованы для переработки аналогичных по составу руд, в частности, для руд Сарылахского и Сентачанского месторождений.
Апробация работы: Основные результаты работы и ее отдельные положения докладывались на второй международной научно-практической конференции и выставке “Драгоценные металлы и камни – проблемы добычи и извлечения из руд, песков и вторичного сырья”(Иркутск, Иргиредмет, 2001г.); на Международном совещании «Экологические проблемы и новые технологии комплексной переработки минерального сырья», Плаксинские чтения, Чита, 16-19 сентября 2002 г; на V конгрессе обогатителей стран СНГ 23-25 марта 2005 года (г.Москва, МИСиС); на Международной научно-практической конференции «Проблемы и перспективы комплексного освоения месторождений полезных ископаемых криолитозоны» Якутск 14-17 июня 2005г.); на Международном совещании «Прогрессивные методы обогащения и технологии переработки руд цветных, редких и платиновых металлов» (Плаксинские чтения-2006). Красноярск.
Публикации: по теме диссертационной работы опубликовано 12 печатных работ, в том числе получено 2 патента РФ на изобретение.
Объем и структура работы: диссертация состоит из введения, 5 глав, заключения, списка литературы и приложения. Работа изложена на 148 страницах, содержит 51 рисунок и 28 таблиц.
Гравитационное обогащение золота
Гравитационное обогащение известно свыше 2 тысяч лет и за этот период разработаны самые различные способы и методы, широкий ассортимент оборудования [5].
Наиболее распространенным аппаратом при обогащении золотосодержащих песков являются шлюзы, составляющие основу различным типам пром-приборов. Шлюзы продолжают применять для переработки бедных россыпей золота, олова и других свободных минералов, они имеют высокую производительность, большую степень концентрации [6].
Практика показывает, что применение различных модификаций современных шлюзов, тем не менее, не позволяет решить проблему извлечения мелкого и тонкого золота [7]. Шлюз с жестким улавливающим покрытием, наиболее распространенное обогатительное устройство при обогащении песков - улавливает на уровне 40-50 % золота крупностью -0,25+0,1 мм и практически не извлекает - 0,1мм [8].
Более современные аппараты, такие, как суживающиеся шлюзы, конусные, винтовые сепараторы более эффективны для извлечения мелкого и тонкого золота. Суживающиеся шлюзы и конусы применимы для разделения свободных минералов в узком диапазоне крупности -1+0,05 мм. Шлюзы могут быть установлены или как перечистные в существующих циклах, или для улавливания тонких частиц, теряемых в основных установках. Однако, суживающиеся шлюзы позволяют получать небольшую степень обогащения при одноразовом пропускании материала. Наиболее характерным аппаратом являются конусные сепараторы Верхнеднепровского горно-металлургического комбината - аппараты с суживающимися потоками пульпы, где минералы разделяются в тонком слое пульпы, протекающей в виде кольцевого замкнутого потока по конусной поверхности [9].
Наличие более ламинарных потоков, чем в обычном шлюзе, позволяет их применять для обогащения тонких классов крупности. Имеющиеся недостатки - низкая степень концентрации за один прием обогащения, чувствительность к неравномерности питания по плотности и объемной производительности, необходимая высокая циркулирующая нагрузка (120-150 % исходного питания по выходу), для получения удовлетворительных технологических показателей. Применяются для операций основной и контрольной концентрации с получением бедных черновых концентратов и отвальных хвостов [10].
Невысокая степень концентрации не позволяет применять конусные сепараторы для глубокого обогащения материалов, в том числе для обогащения мелких и тонких классов крупности. По этой причине конусные концентраторы нашли специфическое применение, например, конусы Райчерта, используются на некоторых золотоперерабатывающих фабриках Австралии в цикле измельчения. Установка конусных сепараторов в циклах измельчения позволяет выделить в голове процесса 10-20% готового продукта, увеличить вдвое производительность мельницы второй стадии [11].
В работе [12] авторами предложены аппараты, в которых сепарацион-ные процессы протекают в маловозмущенных взвесях. Гравитационный конусный концентратор с механическим разрыхлением материала, предназначенный для доводки черновых концентратов позволяет концентрировать ценный компонент до содержания в несколько килограмм на тонну при извлечении 84,8% класса - 0,074+0 мм, а шлюз маятникового типа с непрерывно изменяющимся углом наклона подложки обеспечивает извлечение золота класса -0,074 +0 мм 61%
Отсадка широко используется в переработке золотоносных россыпей и руд. Обычно отсадочные машины применяют в цикле дробления для извлечения крупного свободного золота [13]. В работе [7] отмечено применение отсадочной машины ОМТ конструкции Е.И.Богданова для извлечения самородков любой формы, устанавливаемой взамен шлюзов для промывки крупных фракций (до 30-120 мм).
Имеется ряд новых технологий на базе отсадочных машин и конструкций отсадочных машин для глубокого обогащения материалов разработанных ОАО «Иргиредмет» [14].
Более высокое извлечение ценных минералов (выше на 15%) за счет эффективного обогащения мелких фракций по сравнению с обычной машиной, возможно получить на круглых отсадочных машинах «Кливленда». Отсадочная машина «Денвер» позволяет сократить расход воды в 2 раза, количество и качество получаемого концентрата можно регулировать, что важно, так как при обработке золотосодержащих песков из россыпей необходимо обеспечить получение небольшого количества концентрата с высоким содержанием ценного компонента. При разработке золотосодержащих россыпей, с содержанием золота мельче 0,25 мм более 10-15% , применяют отсадочные машины (типов ОМД, ОВМ, МОД) извлечение мелкого золота достигает до 90-94% [15]. Диапазон крупности питания винтовых сепараторов для эффективной работы составляет от 8-12 мм до 40-50 мкм [15], однако сепараторы склонны к заиливанию, что влияет на технологические показатели, для этого требуется тщательная подготовка питания, и в процессе тонкие частицы, будучи свободными, вымываются непосредственно к наружному краю винтового желоба и могут составлять механические потери [1]. В сравнении с отсадочной машиной недостатками является большой выход концентрата и низкое извлечение частиц золота округлой, окомковатой формы [7].
Для перечистки концентратов, получаемых на отсадочных машинах и винтовых сепараторах, в схемах обогащения применяются концентрационные столы, позволяющие эффективно извлекать свободное золото [15], но они имеют недостаточно высокую (для требований золотодобычи) степень концентрации за одну операцию обогащения (до 10-20), малую производительность и весьма ограниченный диапазон крупности исходного обогащаемого материала [16]. Концентрационные столы используются для более глубокого обогащения первичных концентратов. Концентраты среднего качества винтовых сепараторов, продукты отсадки перечищают на столах, применяются для окончательной очистки продуктов конуса Райчерта. Верхний предел крупности для руды 3 (2) мм, нижний - 40 (20) мкм [5].
Наиболее эффективный золотодоводочный концентрационный стол Gemeni (Австралия) за счет особой конструкции деки и организации движения материала по ее поверхности позволяет получить концентрат с содержанием золота до 96% при извлечении не менее 95%, крупность золота в опыте составляла 83%) класса -0,25 мм, в том числе около 50% класса -0,063 мм [17].
Одним из направлений интенсификации разделения в воде мелких зерен по плотности является применение центробежных силовых полей.
Простым центробежным аппаратом является короткоконусный гидроциклон [13]. Для первичного гравитационного обогащения тонкозернистых продуктов, которые содержат золото крупностью менее 0,1 мм, с применением ко 16 роткоконусных гидроциклонов с углом конусности 90 и 120 град, извлечение золота составляет 98-99%, однако перед обогащением необходима их классификация по крупности.
Для извлечения тонкого и мелкого золота в отечественной и зарубежной практике используют центробежные аппараты различного типа. По способу разрыхления постели они делятся на группы: - без разрыхления постели (центрифуги); - с механическим разрыхлением постели (типа Огосоп); - с вибрационным разрыхлением постели (типа ЦБК, СЦВ); - с разрыхлением постели с помощью ожижающей воды (концентраторы Knelson, Falcon, СЦМ, Итомак)[18].
Одним из распространенных центробежных аппаратов является концентратор Кнельсона, представляющий собой высокоскоростную центрифугу в которой создается центробежное поле с ускорением до 60g, снабженную устройством для подачи ожижающей (промывной) воды [19]. Данный аппарат наиболее эффективен при обогащении материалов, содержащих мелкое и тонкое золото. Однако было установлено, что увеличение технологическою извлечения достигается при увеличении частоты съемки концентраторов «Кнельсон». Проведенные нами исследования на центробежном концентраторе Кнельсон действующей модульной фабрики «Караван» показали, что существует обратная зависимость уровня извлечения от времени концентрации. При концентрации в непрерывном режиме работы более 3 ч- тонкое золото начинает выдавливаться из рифленой чаши - области концентрации тяжелой фракции, при этом операционное извлечение золота падает до 55% при непрерывной работе в течение 10 ч (смена) (рис. 1.1) [20].
Исследование селективности выпадения минеральных частиц из пенного слоя, текущего по наклонной плоскости (желобу)
Проведены исследования по оценке селективности выпадения минералов: золота, арсенопирита, пирита, сфалерита, антимонита из продуктов обогащения золото-сурьмяного месторождения «Малтан» после флотации в лабораторной флотомашине пенной флотации 240ФЛ-А.
Для проведения исследований был изготовлен специальный стенд, представленный на рис. 3.2, с использованием длинного желоба с перегородками (высота перегородок 20 мм), делящими желоб по длине на 6 секций по 14 см каждая. При этом исследовалось два варианта использования перегородок: в первом - использовались глухие перегородки, а во втором перегородки со щелями. В первом случае моделировался вариант каскадного перелива пульпы с пеной через перегородки, а во втором - поддерживался свободный переход водной фазы от секции к секции. В первом варианте желоб установлен под углом 4, а во втором варианте с проходными щелями желоб установлен под углом 3. Высота водной прослойки в желобе поддерживалась до 5 мм.
Учитывая естественную флотоактивность и высокую концентрацию в пробах исследуемых минералов, испытывалось два реагентных режима флотации - в «голодном» режиме и в режиме с добавлением ксантогената калия (расход 100 г/т). Для всех опытов: крупность пробы -0,05O мм, время агитации - 5 мин, время флотации - 20 мин, рН=8, расход соснового масла - 40 г/т. Бутиловый ксантогенат калия в процесс подавался в виде 1% раствора. Варианты опытов по исследованию выпадения минеральных компонентов представлены в табл. 3.1.
Исследования проводились в следующем порядке: в лабораторной флотационной машине проводилась флотация пробы и пенный продукт после разгрузки пеносъемником подавался на поверхность потока воды текущего по наклонно установленному желобу, где сначала происходил переход минерализо ванной флотационной пены в монослой минерализованных пузырьков, сопровождаемый гашением пены, затем последовательно образовывался монослой минералов на поверхности воды на участках интенсивного разрушения пузырьков. При этом наблюдался процесс интенсивного отрыва частиц с поверхности воды и осаждения их на дне желоба. После прекращения подачи воды и пенного продукта в желоб, материалы, осевшие на дне желоба, посекционно разгружались, высушивались, взвешивались, из них отбирались пробы для анализа на рентгеновском спектрометре SRS-3400.
Пробы анализировались на спектрометре по методу фундаментальных параметров с охватом 75 химических элементов с выводом общего элементного баланса пробы.
Полученные результаты спектрального анализа сравнивались с результатами минералогического анализа, проведенными вручную под микроскопом и составлялась матрица для перерасчета количественного вещественного состава пробы, где количественный анализ производится по основным анализируемым минералам - сульфидам: мышьяка - арсенопирита, свинца - в форме галенита, цинка - сфалерита, железа - пирита, сурьмы - антимонита, меди - халькопирита с учетом общего содержания серы. Породообразующие элементы рассчитываются в виде окислов, остальные элементы в виде примесей без перерасчета на минеральные формы. При этом железо учитывается в форме окислов и металлического железа по балансу.
В табл. 3.2 приведен эпизод перерасчета вещественного состава пробы концентрата «Кнельсон 7,5» модульной фабрики «Караван» месторождения «Малтан» от количественного элементного состава.
В табл. 3.3. приведены результаты качественно-количественного расчета экспериментов по исследованию выпадения арсенопирита из пенного слоя текущего потока воды по наклонной плоскости.
На рис. 3.3 приведены результаты исследований выпадения материала из пенного слоя от суммарного веса всего материала, закрепленного после флотации в экспериментах с применением собирателя и без него, а также в сравнении с вариантом использования щелевидных перегородок.
Как видно из графика рис. 3.3, в случае применения собирателя интенсивность выпадения материала из пенного слоя существенно затормаживается и на начальном этапе в два раза меньше, чем без применения собирателя. При этом, интенсивности выпадения частиц из пенного слоя с глухими и щелевид-ными перегородками практически одинаковы. Следовательно, влияние под-пенных потоков при каскадном режиме работы установки на процесс отрыва частиц из пены несущественно. Другое дело, когда при «голодном» режиме влияние отрывающих сил со стороны турбулентных потоков значительно усиливается, что вполне объяснимо.
На рис. 3.4 приведены данные изменения остаточного содержания исследуемых минералов в пенном слое по мере перемещения пены по желобу после флотации без реагента-собирателя.
Из рис. 3.4 видно, что изменение содержания минералов в пенном слое имеет разные тенденции, например для арсенопирита и антимонита имеется тенденция повышения их содержания в остаточном пенном слое, а для пирита наоборот. Следовательно, имеются тенденции селективного разделения частиц из пенного слоя за счет разности их удерживающей способности в пенном слое. Для более полного представления избирательности процесса отрыва минералов удобнее использовать относительную величину динамики изменения остаточного содержания минералов по отношению к содержанию их в исходной пене (флотационная пена в точке разгрузки флотационной машины), определяемую проще как коэффициент остаточной концентрации.
На рис. 3.5 приведены результаты исследований изменения долевого остаточного содержания минералов в минерализованном слое на поверхности воды по мере его перемещения по желобу в варианте желоба с глухими перегородками. По линии линейной аппроксимации экспериментальных точек видны тенденции увеличения и снижения доли минералов: пирита, арсенопи-рита, сфалерита, антимонита в остаточном минерализованном слое на поверхности воды, текущей по желобу.
Экспериментальные исследования по перечистке концентратов пенной флотации
В лабораторных условиях испытаны варианты центробежной перечист-ной флотации в двух режимах: в режиме центробежной флотации (без аэрации) и с дополнительной аэрацией (режим флотогравитации), проведена серия опытов по флотации продуктов обогащения золото-сурьмяного месторождения «Малтан».
Центробежная флотомашина устанавливалась таким образом, чтобы пенный продукт лабораторной флотомашины подавался самотеком в центробежную флотомашину. Патрубок для вывода концентрата диаметром 8 мм устанавливался на высоту 80 мм. Схема экспериментального стенда №2 представлена на рис. 4.14. Агитация и флотация пробы проводилась в лабораторной флото-машине. Пенный продукт (концентрат основной флотации) направлялся на перечистную операцию в центробежную флотомашину, непосредственно на поверхность вращающейся жидкости. По окончании флотации полученные продукты высушивались, взвешивались, разделялись в тяжелой жидкости с выделением свободного золота, оставшиеся фракции анализировались на SRS.
В табл. 4.3 и 4.4 приведены наиболее характерные результаты исследований сравнительных вариантов флотационной перечистки в режиме «пленочной» флотации и в режиме флотогравитации золотосодержащих хвостов доводки месторождения «Малтан».
При флотации с перечисткой в центробежном конусе по схеме, представленной на рис 4.15. получено два продукта перечистки (табл.4.3.): концентрат-1 с содержанием золота 430414,77 г/т и хвосты перечистки с содержанием 269433,10 г/т. Распределение свободного золота по продуктам перечистки: концентрат -1 -24, 39 % и хвосты перечистки 75,61%.
Второй сравниваемый вариант - флотация с перечисткой в режиме флотогравитации проводилась по схеме, представленной на рис. 4.16. Схема центробежной флотомашины для проведения перечистки в режиме флотогравитации представлена на рис. 4.17. В данной конструкции дополнительно к конической части корпуса выполнена верхняя цилиндрическая часть (плечо), на которой расположены трубчатые аэраторы для подачи воздуха в процесс, при проведении экспериментов расход воздуха составлял 0,05 м3/мин. Результаты обработки пробы представлены в табл. 4.4.
В результате проведенной перечистки получено три продукта со следующим содержанием золота: концентрат-1 - 261106,1 г/т; промпродукт -408117,5 г/т (данный продукт выделяется осаждением на круговом плече с аэраторами), хвосты перечистки - 163562,93 г/т. Выделенное золото по продуктам перечистки распределилось следующим образом: концентрат-1 -3,32 %, промпродукт - 92,85 %, хвосты перечистки - 3,85 %.
Таким образом, при проведении перечистной операции флотации в режиме флотогравитации все золото выделяется в начале процесса в промпродукт, т.е. осаждается на плече. Данное явление можно объяснить тем, что в такой конструкции реальная перефлотация золота не происходит за счет аэрируемого воздуха, а поднимающиеся пузырьки воздуха нарушают стабильность поверхностной пленки за счет барботажного режима и в результате чего основная часть золота осаждается и остается на плече. Таким образом, перечистка на поверхности водной воронки воды, вытекающей из вершины конуса, принципиально отличается от процесса флотогравитации (флотогравитация в данной конструкции конуса не идет).
По аналогичной схеме (рис 4.18) проведена серия опытов на хвостах ОФ «Караван» месторождения Малтан. Реагентный режим: бутиловый ксантогенат - 100 г/т, сосновое масло - 50 г/т, рН=8.
При исходном содержании в питании основной флотации 2,9 г/т после проведения флотации с перечисткой чернового концентрата основной флотации, получен концентрат с содержанием золота 26,6 г/т. Полученный концентрат отвечает требованиям к качеству флотоконцентратов [1].
Экономическая эффективность применения центробежных флотомашин нового типа
Сравнительную оценку эффективности применения центробежных флотомашин нового типа, проводим заменой флотомашин ФМР-10, применяемых в операции перечистной флотации технологической схемы Сарылахской ОФ на центробежные флотомашины с центральной разгрузкой концентрата.
На обогатительной фабрике для переработки золото-сурьмяных руд применяется гравитационно-флотационная схема, обогащения. Согласно схемы, (рис.2.1. глава 2) свободная часть золота извлекается гравитацией в «золотую головку», сурьма извлекается флотацией в виде сульфидного минерала - антимонита, при этом, часть золота извлекается во.флотационный сурьмяный концентрат. По результатам расчета качественно - количественной схемы общий уровень извлечения золота составляет 78,53%), в гравиоконцентрат - 16,18% и во флотоконцентрат - 62,35%. Фактическая производительность фабрики составляет 13 т/ч.
Флотационное отделение включает: колонную флотацию на машине колонной флотации фирмы BRGM (Франция). Исходный продукт флотации (слив ГЦ -500 II приема) поступает в контактный чан №1, емкостью 2,5 м 3, оттуда, после агитации, на колонную флотацию. Камерный продукт флотоколон-ны поступает в контактный чан №2 на механическую флотацию во флотома-шинах ФМР-10. На основной флотации установлено 12 флотомашин, на пере-чистной и контрольной флотациях по 4 флотомашины.
По цеху флотации по данным генерального опробования качество концентратов по золоту составляет: колонной флотации - 15 г/т, механической флотации - 32,54 г/т, в общем флотоконцентрате - 17,72 г/т.
На перечистную флотацию поступает концентрат III контрольной флотации 1,51 т/ч, плотность питания 11-13%, содержание класса 0,074 мм - 90-94 % [56].
Определение необходимого геометрического объема центробежной флотационной машины с центральной разгрузкой концентрата производится по формуле: 1440v4 1440v где: л-требуемое для операции число камер; V- суточный объем флотируемой пульпы, м3 /сутки; /- продолжительность флотации в рассматриваемой операции, мин; \\ -геометрический объем камеры, м3; к- отношение объема пульпы в камере при работе флотационной машины к геометрическому объему камеры , k=0,7-0,8; Q- суточная производительность машины по твердому, т/сут; 8-плотность твердой фазы, т/м3; R- отношение Ж:Т (весовое) в пульпе [89].
Плотность питания принимаем 11 %, необходимое для операции число камер - 2.
Подставив в формулу (5.1) все принятые значения, получим необходимый рассчитанный объем камеры центробежной флотомашины 500 л.
Расчет затрат на изготовление и эксплуатацию 2 центробежных флото-машин с центральной разгрузкой концентрата проводится по данным табл 5.3.
Расчет эксплуатационных затрат на установленные в цикле флотационной перечистки 4 флотомашины ФМР-10 проводится по данным табл.5.4.
В цикле флотационной перечистки достаточно установить 2 центробежные флотомашины с центральной разгрузкой концентрата взамен 4 флотома-шин ФМР-10. Экономия эксплуатационных затрат связана с отсутствием: электропривода в центробежной флотомашине, меньшей амортизацией, отсутствием подачи реагентов в процесс. Численность обслуживающего персонала в новом варианте соответствует базисному варианту, поэтому эту статью расхода не учитываем.
Годовой экономический эффект (Э[) от замены базисного варианта на новый, определится, как разность затрат на базисный и новый варианты [54]: где: АС - разница в себестоимости базисных и новых флотомашин, руб; Е „ -нормативный коэффициент эффективности (,==0,15); К] и /G -капитальные вложения на базисные и новые флотомашины соответственно, руб.
В итоге годовой экономический эффект составит: Эг= 1 700 000 руб.
