Содержание к диссертации
Введение
Глава 1. Технология флотационного обогащения медно-молибденовых руд
1.1. Технологические схемы флотации медно-молибденовых руд 8
1.2. Реагентные режимы флотации медно-молибденовых руд 14
1.3. Системы и алгоритмы автоматического регулирования реагентных режимов флотации
1.4. Приготовление и нормирование качества флотационных реагентов 29
Выводы к главе 1 33
Глава 2. Исследование параметров оптимизации процесса флотации
2.1. Методика флотационных исследований в лабораторных условиях 37
2.2. Исследование влияния расхода и концентрации собирателей на результаты флотации
Выводы к главе 2 53
Глава 3. Исследование влияния колебаний состава и свойств флотационных реагентов на эффективность флотации
3.1. Влияние соотношения массовых долей в собирателе на параметры флотации
3.2. Влияние массовых долей примесей па технологические свойства извести
3.3. Изучение влияния продолжительности и условий хранения реагента ВК-901 на его технологические свойства
3.4. Технические условия на флотационные реагенты 83
Выводы к главе 3 86
Глава 4. Выбор эффективного метода регулирования расхода собирателя в коллективную флотацию
4.1. Разработка комплексного критерия оптимизации 89
4.2. Методика оценки эффективности методов автоматического регулирования
4.3. Оценка эффективности методов регулирования технологического процесса флотации
Выводы к главе 4 107
Глава 5. Разработка системы регулирования реагентного режима коллективной флотации
5.1. Принципиальная схема системы регулирования расходов реагентов в 109 основную коллективную флотацию
5.2. Алгоритмическое описание программы управления 114
5.3. Испытания системы автоматического регулирования 118
Выводы к главе 5 125
Заключение и выводы 127
Список литературы 130
- Реагентные режимы флотации медно-молибденовых руд
- Исследование влияния расхода и концентрации собирателей на результаты флотации
- Влияние массовых долей примесей па технологические свойства извести
- Методика оценки эффективности методов автоматического регулирования
Введение к работе
Эффективным направление повышения технико-экономических показателей обогащения медно-молибденовых руд является их управление и оптимизация на основе автоматического дозирования флотационных реагентов. Применяемые в настоящее время методы и системы регулирования требуют значительного совершенствования, что обусловлено существенным развитием средств контроля и дозирования флотореагентов, расширением знаний о механизме процессов.
Важным условием решения задачи повышения точности и эффективного дозироваия флотореагентов является использование современных систем автоматического регулирования, в т.ч. экспертных и оптимизационных, являются разработка и использование физико-химических моделей основных процессов обогащения. Использование математической модели процесса облегчает решение задачи выбора методов управления, управляющих алгоритмов, условий их применения. Использование математической модели процесса флотации позволяет оценить методы и средства контроля параметров технологического процесса, разработать научно обоснованные критерии эффективности, в т.ч. использующие экономические параметры процесса.
Методологической основой решения задачи повышения эффективности регулирования процесса флотации медно-молибденовых руд являются результаты исследований флотационных систем с позиции физико-химии взаимодействия минералов и флотационных реагентов, значительный вклад в развитие которых внесли И.Н.Плаксин, С.И.Митрофанов, О.С. Богданов, В.А. Чантурия, СБ. Леонов, А.А. Абрамов, В.А. Конев, Н.И. Елисеев, Л.П. Старчик, В.А. Бочаров, Л.А. Глазунов, Г.Н. Машевский, В.М. Авдохин, В.В. Морозов и другие.
Цель работы - установление закономерностей флотации медно-молибденовых руд при использовании многокомпонентных собирателей, и их использование для эффективного регулирования реагентного режима, обеспечивающего повышение извлечения ценных компонентов и сокращение расхода реагентов.
Идея работы заключается в учете особенностей распределения и измерений концентраций комплексных реагентов во флотационной пульпе для выбора параметров контроля состояния флотационной системы.
Методы исследовании. В работе использованы лабораторные, полупромышленные и промышленные методы исследования процесса флотации с контролем состава руды и продуктов обогащения; ионно-молекулярного состава жидкой фазы пульпы, флотационных реагентов. Использованы математические методы моделирования, системного анализа и экспертных оценок. Использованы методы статистического и регрессионного анализа, теории оценок точности и надежности измерений.
Основные научные положения, выносимые на защиту. Установлены
количественные зависимости, связывающие извлечения металлов в коллективной
флотации медно-молибденовых руд с расходом и концентрацией
многокомпонентного собирателя ВК-901. Установлены пределы варьирования остаточной концентрации собирателя и оценены параметры точности контроля.
Установлены количественные зависимости показателей коллективной флотации от параметров состава и качества применяемых флотационных реагентов: соотношением массовых долей основных компонентов, содержанием активной фракции и вредных примесей. Разработаны граничные условия по составу и
физическим свойствам многокомпонентных флотационных реагентов.
Обосновано применение для регулирования реагентного режима флотации медно-молибденовых руд метода расчета расхода многокомпонентного собирателя по нормам удельного расхода на тонну перерабатываемой руды с учетом состава и сортности руды, качества реагентов.
Новизна научных исследований. На примере собирателя ВК-901 впервые показано, что в условиях применения многокомпонентных органических флотореагентов с компонентами неионогенной формы, измерение концентраций характеризуется высокой погрешностью (KB = 0,35-0,56), что приводит к меньшей тесноте связи технологических показателей флотации с концентрацией реагента (R2 =0,46-0,75), чем с его расходом (R2 =0,91-0,93) и обуславливает целесообразность использования метода расчета расхода реагента по удельным нормам на тонну руды.
Впервые предложено использование измерений вязкости, оптической плотности и коэффициента преломления светового излучения для оценки активности и технологических свойств двухкомпонентного реагента ВК-901.
Обоснованность и достоверность научных положений и выводов
подтверждаются удовлетворительной сходимостью расчетных и экспериментально
измеренных значений параметров флотации (коэффициент R2=0,85-0,98),
соответствием результатов лабораторных и промышленных испытаний,
положительными результатами внедрения разработок в производство.
Научное значение заключается в установлении зависимостей изменения технологических и технико-экономических показателей флотации медно-молибденовых руд от расхода, концентрации, состава и свойств многокомпонентных флотационных реагентов.
Практическая значимость. Разработаны система и алгоритм автоматического регулирования реагентного режима коллективной медно-молибденовой флотации, включающие контур регулирования расхода извести по величине рН, контур регулирования расхода собирателя и вспенивателя по нормам расхода на тонну руды, контуры оценки сортности перерабатываемой руды и контроля состава флотореагентов, и обеспечивающие повышение извлечения ценных компонентов на 0,3-1,5%, сокращение расхода реагентов на 5%.
Реализация результатов работы. Основные научные положения и выводы использованы в проекте реконструкции АСУТП 5-й секции обогатительной фабрики ГОКа «Эрдэнэт».
Апробация работы. Основное содержание работы и отдельные ее положения докладывались и обсуждались: на Научном симпозиуме "Неделя горняка-2005", (МГГУ, Москва); Конгрессах обогатителей стран СНГ (МИСиС, Москва, 2003, 2005 гг.); Международной научно-практической конференции (Улаанбаатар, Монголия, 2004 г.).
Публикации, Основные положения диссертации опубликованы в 4 печатных работах.
Объем работы. Диссертация состоит из введения, пяти глав и заключения, содержит 31 рисунок, 31 таблицу и список литературы из 115 наименований.
Реагентные режимы флотации медно-молибденовых руд
В качестве собирателя сульфидов меди и молибдена в коллективном цикле применяют ксантогенати, дитиофосфаты, диксантогениды, минереки, реагент Z-200 и аполярные масла, из которых чаще всего используют топливные масла и керосин, подаваемые в виде эмульсии. В качестве пенообразователей применяют спиртовые реагенты, пенообразующее действие которых изменяется незначительно в присутствии аполярных собирателей. Из таких пенообразователей наиболее распространены сосновое масло, метилизобутилкарбинол, Т-66, ОПСБ, Дауфрос 250 и их сочетание с общим расходом от 15 до 40 г/т [1,65].
При флотации используется, как правило, сочетание нескольких собирателей при комбинации сильного со слабым. Применение смеси изопропилового и бутилового ксантогенатов (1:1) вместо бутилового ксантогената на Алмалыкской фабрике позволило повысить извлечение меди на 1 % при одновременном увеличении ее содержания в концентрате на 0,5% [1,15].
В качестве сильного собирателя используют ксантогенаты, в качестве слабого собирателя — аэрофлоты и реагент Z-200 [ 1,93].
Известно применение при коллективной медно-молибденовой флотации содового аэрофлота или этилового ксантогената обычно в сочетании с диксантогенидом, «Минереком», тиоангидридом ксантогеновых кислот (например, СЦМ-2), тиоэфиром ксантогеновых кислот (например, реагентом S-3302) или диалкилтионокарбоматом (например, реагентом Z-200). Такие сочетания, относительно слабо флотирующие пирит, позволяют увеличить извлечение молибдена в коллективный концентрат и обеспечивают более эффективное его последующее разделение на медный и молибденовый концентраты [2,12,77].
В качестве подавителей пустой породы применяют жидкое стекло, гексаметафосфат натрия и др. Так, применение гидрофосфата (25—30 г/т) на потоке пульпы цикла двухстадиального измельчения Алмалыкской фабрики позволило получить прирост извлечения меди на 1,4%, молибдена—на 4,8%, золота—на 2,5%, серебра— на 2,6 %. Использование гексаметафосфата в качестве активатора также позволяет повысить извлечение меди, молибдена, золота и серебра [1,47].
Коллективная флотация всех сульфидов меди, молибдена и железа осуществляется в нейтральной или слабощелочной среде, создаваемой или содой, или небольшими загрузками сернистого натрия (ОД—0,3 кг/т), подаваемого для активации флотации окисленных медных минералов. Загрузка сернистого натрия оказывается полезной также при флотации шламистых руд [2,23].
Коллективную медно-молибденовую флотацию и доводку коллективных медно-молибденовых концентратов проводят обычно в щелочной среде, создаваемой известью при значениях рН 8,5—11,2. Увеличение рН вызвает депрессию флотации молибденита [13,39].
Важнейшими задачами при получении и доводке медно-молибденовых концентратов являются обеспечение эффективной депрессии флотации сульфидов железа и доизвлечение в концентрат всегда присутствующих в сульфидных рудах окислов и окисленных с поверхности сульфидов меди. Для этого необходима оптимизация расходов извести, как депрессора сульфидов железа, и сернистого натрия, как сульфидизатора медных минералов [31,46].
Выбор режима депрессии медных минералов в цикле селекции зависит от вещественного состава коллективного концентрата, типа собирателя в коллективном цикле и флотоактивности минералов. Если в цикле коллективной флотации используют слабые собиратели (Z-200, этиловый ксантогенат), то депрессия сульфидов меди и железа часто достигается после длительной пропарки медно-молибденового концентрата острым паром. Молибденит после такой обработки хорошо флотируется с нейтральным маслом. Если же в коллективном цикле флотации применяли сильные собиратели (высокомолекулярные ксантогенаты и дитиофосфаты), то для депрессии флотации сульфидов меди и железа при разделении коллективных концентратов необходимо применение специальных реагентов, в качестве которых могут быть использованы сульфиды щелочных металлов, цианиды и ферроцианиды, соли фосфора, мышьяка и сурьмы.
Высокая эффективность разделения медно-молибденовых концентратов достигается только после предварительного удаления с поверхности минералов или разрушения большей части собирателя. Для этого обычно используются: десорбция собирателя сульфидными ионами, различные виды пропарок сгущенного концентрата, такие окислители, как перекись водорода (0,5—1,0 кг/т) с гипо-хлоритом (около 2 кг/т) или перманганат натрия (до 10 кг/т концентрата), низкотемпературный обжиг [20,47].
Пропарка заключается в нагреве пульпы до температуры более 80С в отсутствие или присутствии едкого натра, соды или извести, приводящем к вытеснению собирателя с поверхности сульфидов меди и железа и разложению его. Вытеснение, окисление и разрушение ксантогенатов сопровождается одновременным окислением и гидрофилизацией поверхности диспергируемых сульфидов меди и железа [3,22].
Окислительная пропарка в известковой среде приводит к практически полной депрессии окисленных медных минералов и достаточно полной депрессии флотации халькопирита и пирита (на 91—95 %). Хуже депрессируются вторичные сульфиды меди, требуя для своей полной депрессии значительного усложнения технологии.
На фабрике «Майами», перерабатывающей руды, медь в которых представлена в основном халькозином, полученный медно-молибденовый концентрат перед разделением обрабатывают известью до рН 8,5—8,8, сгущают до 50—60 % твердого, перемешивают 2 ч с известью при рН 11,6, пропаривают 4 ч острым паром при температуре, близкой к кипению, аэрируют, охлаждают и разбавляют водой до 20 % твердого. Флотацию молибденита после этого проводят при рН 8,5—8,8 с добавками углеводородного масла [1,92].
При обогащении первичных руд, в которых медь представлена в основном халькопиритом, разделение медно-молибденовых концентратов проводится обычно с применением сульфида или гидросульфида натрия. Разделение осуществляется в сильнощелочной среде (рН 11—12) при высоких расходах реагента (2—20 кг/т коллективного концентрата), обеспечивающих высокую концентрацию сульфидных ионов в пульпе. Благодаря этому достигается десорбция собирателя с поверхности сульфидов меди и железа и депрессия их флотации. На Сорской фабрике разделение полученного с бутиловым ксантогенатом (3 г/т) и аполярным маслом (60 г/т) медно-молибденового концентрата обеспечивается загрузкой только сернистого натрия (470 г/т) с небольшой добавкой жидкого стекла (25 г/т) [20,43].
На фабрике «Айленд Коппер» сгущенный коллективный концентрат в течение суток выдерживают в буферных емкостях, чтобы усреднить его состав и добиться некоторого разложения реагентов, а затем, после оттирки в специальных машинах в присутствии гидросульфида натрия, концентрат направляют на разделение.
При использовании сульфитного метода разделения медно-молибденовых концентратов предполагается проведение десорбции ксантогената с поверхности минералов коллективного концентрата путем пропарки или обработки сернистым натрием с последующей промывкой. Флотация молибденита ведется при депрессии всех остальных сульфидов смесью сульфита натрия с медным купоросом, при расходе каждого из депрессоров около 3 кг/т коллективного концентрата.
Исследование влияния расхода и концентрации собирателей на результаты флотации
В первой серии опытов изменялся расход основного собирателя в цикл флотации при постоянном расходе извести и вспомогательного собирателя -дизельного топлива. В таблице 2.3. представлены результаты опытов при использовании в качестве собирателя бутилового ксантогената. В таблице 2,4, представлены результаты опытов при использовании в качестве собирателя реагента ВК-901. На рисунках 2.2 и 2.4 представлены графические зависимости извлечений металлов в коллективный концентрат от расхода собирателя или от его концентрации.
Зависимость извлечения меди от расхода ксантогената носит вид кривой с насыщением, наступающим при расходе собирателя более 12 г/т руды. В этой области расходов наблюдается нарастание извлечений молибдена и железа в коллективный концентрат.
В области технологически обоснованных расходов ксантогената (от 7,5 до 15 г/т) извлечения молибдена и железа изменяются от 30 до 58%. Остаточная концентрация ксантогената в жидкой фазе пульпы в коллективной флотации в интервале расходов от 7,5 до 15 г/т изменяется от 1,5 до 4,2 мг/л (рис. 2.3, 2.4),
Зависимости извлечений металлов от остаточной концентрации ксантогената близки к классическим. Зависимости извлечения металлов от концентрации собирателя, построенных в логарифмических координатах позволяют определить граничные концентрации собирателя, соответствующие началу флотации различных минералов. Полученные значения для меди, молибдена и железа (соотв. 0,08; 0,9 и 1,0 мг/л) близки к рассчитанным на основе термодинамического анализа процессов взаимодействия сульфидных минералов с ксантогенатами [2].
Зависимость остаточной концентрации бутилового ксантогената от его расхода в коллективную флотацию носит в целом нелинейный характер и характеризуется наличием области интенсивного поглощения собирателя пульпой (до расхода ксантогената 3,5 г/т). В области "рабочих" расходов и концентраций собирателя зависимость между ними приближается к линейной. Адекватность математических моделей определялась при помощи показателя определенности R2, рассчитываемого по уравнению R2 = 1- I(yf- у,)2/((ІУі2) - (lyffn) (2.1) где у; и yj - измеренное и рассчитанное по аппроксимирующей зависимости значение параметра. Теснота связи параметров характеризуется величиной коэффициента определенности 0,97 и коэффициентом вариации 0,03 (3%). Высокая корреляция расхода и концентрации собирателя обуславливает близкие характеристики связей извлечений металлов с расходом или концентрацией собирателя (таблица 2.5). Анализ данных корреляционного анализа тесноты связи выходных параметров процесса - извлечений металлов с расходом и концентрацией ксантогената показывает, что в рассматриваемом случае наиболее эффективным контролируемым технологическим параметром процесса является концентрация собирателя (бутилового ксантогената).
Во второй серии опытов изменялся расход собирателя ВК-901 в цикл флотации при постоянном расходе извести и вспомогательного собирателя -дизельного топлива. Результаты опытов представлены в таблице 2,6. На рисунках 2.5 и 2.6 представлены графические зависимости извлечений металлов в коллективный концентрат от расхода собирателя или от его концентрации.
Зависимость извлечения меди от расхода ВК-901 носит вид кривой с насыщением, наступающим при расходе собирателя более 10 г/т руды. В этой области расходов наблюдается нарастание извлечений молибдена и железа в коллективный концентрат, В области технологически обоснованных расходов ВК-901 (от 7,0 до 14 г/т) извлечения молибдена и железа изменяются от 26 до 50%. Остаточная концентрация ВК-901 в жидкой фазе пульпы в коллективной флотации в интервале расходов от 7,5 до 15 г/т изменяется от 0,4 до 1,4 мг/л (рис. 2.7).
Зависимость остаточной концентрации ВК-901 от его расхода в коллективную флотацию носит в целом нелинейный характер и характеризуется наличием области интенсивного поглощения собирателя пульпой (до расхода реагента 2,5 г/т). В области "рабочих" расходов и концентраций собирателя зависимость между ними приближается к линейной. Теснота связи параметров характеризуется величиной коэффициента определенности 0,876 и коэффициентом вариации ОД5 (15%). Невысокая корреляция расхода и концентрации собирателя обуславливает различающиеся характеристики связей извлечений металлов с расходом или концентрацией собирателя (таблица 2.7). Анализ данных корреляционного анализа тесноты связи выходных параметров процесса -извлечений металлов с расходом и концентрацией ксантогената показывает, что в рассматриваемом случае наиболее тесно связанными с технологическими показателями флотации (извлечениями металлов в концентрат) контролируемым технологическим параметром процесса является расход собирателя ВК-901.
Влияние массовых долей примесей па технологические свойства извести
К сегодняшнему дню практически отсутствуют научно обоснованные отраслевые стандарты на комовую известь, применяемую в процессах флотации в качестве регулятора рН для подавления флотации пирита и других минералов. Во многом это обусловлено тем, что минеральный состав руд месторождений существенно различается, также значительны отличия в схемах флотации и номенклатуре используемых реагентов. Поэтому разработка требований к составу извести остается индивидуальной задачей каждого предприятия в отдельности.
Задачей настоящих исследований являлось определение характера влияния минерального состава комовой извести на показатели флотационного обогащения медно-молибденовых руд. Основными компонентами извести являются окись кальция (55-85%); окись магния (5-25%), окись алюминия (1-8%), окись железа (1-7%), не разлагаемые соляной кислотой соединения - кварц, алюмосиликаты и т.д. (3 - 25%). Влияние именно этих компонентов было выбрано нами в качестве объекта исследований.
Методика флотационных опытов соответствовала описанной в разделе 1. Принципиальным было то, что расход извести поддерживался таким, чтобы он обеспечивал величину рН 10,4 в коллективной медно-молибденовой флотации и 10,5 в перечистной флотации. Используемая в опытах известь получалась смешиванием вышеуказанных компонентов в заданных весовых соотношениях.
В каждой серии опытов изменялась массовая доля одной из примесей. При этом массовые доли остальных примесей оставались неизменными. В таблице 3.2 и на рис. 3.5. представлены результаты опытов по исследованию влияния на результаты флотации массовой доли окиси магния в подаваемой извести.
Анализ результатов исследований показывает, что рост массовой доли окиси магния вызывает плавное снижение извлечения в коллективный концентрат меди и молибдена. Максимальное снижение технологических показателей наблюдается в интервале значений массовой доли окиси магния от 5 до 20%. Так, снижение извлечения меди происходит с 83 до 81.5%, снижение извлечения молибдена происходит с 39 до 35,6%, снижение извлечения железа - с 42,9 до 40,9%. Симбатное снижение извлечения всех сульфидных минералов свидетельствует о неселективном депрессирующем действии окиси магния. Механизм депрессии, по-видимому, связан с сорбцией собирателя и образовании шламовых пленок на поверхности воздушных пузырьков и минералов.
Содержание MgO, % 30 Рис. 3.5. Зависимости извлечения металлов в коллективной медно-молибденовой флотации от содержания окиси магния в подаваемой извести Абсолютное значение снижения извлечения меди и молибдена весьма велико, что требует обязательного введения ограничений на массовую долю окиси магния в применяемой извести.
Содержание SI02, % Рис. 3 J. Зависимости извлечения металлов в коллективной медно-молибденовой флотации от содержания двуокиси кремния в подаваемой извести Анализ результатов исследований показывает, что рост массовой доли окиси кремния вызывает плавное снижение извлечения в коллективный концентрат меди и молибдена.
Максимальное снижение технологических показателей наблюдается в интервале значений массовой доли окиси кремния от 5 до 30%. Так, снижение извлечения меди происходит с 83 до 82.1%, снижение извлечения молибдена происходит с 39 до 37,4%, снижение извлечения железа — с 42,9 до 41,5%. Симбатное снижение извлечения всех сульфидных минералов свидетельствует о слабом неселективном депрессирующем действии окиси кремния. Механизм депрессии, по-видимому, связан негативным влиянием образования шламовых пленок на поверхности минералов, а также образовании коллоидного кремнезема.
Достаточно большое абсолютное значение снижения извлечения меди и молибдена также требует введения ограничений на массовую долю окиси кремния в применяемой извести. Анализ результатов исследований показывает, что рост массовой доли окислов железа и алюминия вызывает довольно снижение извлечения в коллективный концентрат меди и молибдена. Максимальное снижение технологических показателей наблюдается в интервале значений массовой доли окиси магния от 0 до 15%. Так, снижение извлечения меди происходит с 83 до 81.4%, снижение извлечения молибдена происходит с 39 до 35,9%, снижение извлечения железа - с 40,9 до 33,9%. Снижение извлечения всех сульфидных минералов свидетельствует о малоселективном депрессирующем действии окиси железа и алюминия.
Другим результатом исследований явилось установление факта, что окись магния, двуокись кремния, окислы железа и алюминия окиси железа и алюминия являются инертными компонентами, не способствующими росту рН в пульпе. Щелочность пульпы связана с количеством подаваемой в пульпы окиси кальция зависимостью, близкой к линейной. Этот факт важен для регулирования расхода извести во флотацию по рН, поскольку позволяет ввести в уравнение для расчета расхода извести поправочные коэффициенты, учитывающие отклонения в составе извести от стандартного.
Методика оценки эффективности методов автоматического регулирования
При оценке устойчивости технологического процесса флотации основной задачей было определить степень влияния нестабильности и погрешности контроля входных параметров на процесс медно-молибденовой флотации. Для решения задачи оценки влияния на эффективность управлением процессами флотации целесообразно применить методы математического моделирования и модель-ориентированного анализа [16,105]. Используемая модель флотации была разработана для цикла коллективной медно-молибденовой флотации на 1 секции обогатительной фабрике ГОКа "Эрдэнэт" д.т.н. Л. Дэлгэрбатом [39].
Метод предполагает выбор и введение в модель основных констант перерабатываемого сырья (возмущающих параметров); выбора реагентного режима флотации, параметров работы оборудования, схемы системы регулирования, характеристик средств измерений, вида управляющего воздействия и функции-задатчика; расчета технико-экономических показателей флотации. Об эффективности метод и средств управления судят по изменению технико-экономических показателей флотации после изменения параметров контроля и регулирования технологического процесса.
Методика может быть подробно рассмотрена на примере системы стабилизации расхода извести в операцию коллективной медно-молибденовой флотации [39]. Схема системы автоматического регулирования расхода пульпы предполагает наличие датчика величины рН, регулятора расхода извести и резервную емкость, обеспечивающую демпфирование дисбаланса извести. Регулирование расхода извести означает изменение констант входного сигнала модели, а именно уменьшение размаха функции отклонений величины рН от заданного значения. Управление расходом извести предполагает функциональное регулирование величины рН пульпы и, соответственно, флотируемости минералов. В качестве закона управления для упрощения представления результатов использовался пропорциональный регулятор (рис. 4.1.). Задающая функция имела следующий вид: РИІ = РИц (1+ КДрН) (4,9) где: РИ;,і - расход извести в предыдущий цикл регулирования; ДрН- отклонение оптимального и измеренного значения рН; К - коэффициент усиления.
В функцию измерения величины рН была введена функция погрешности измерений. Погрешность средств аналитического контроля задавалась путем наложения на измеряемый сигнал функции ошибок, выраженную в виде периодического сигнала, например, синусоидального типа. Функция ошибок представляет собой неконтролируемый возмущающий параметр, а сам измеряемый параметр - произведение истинного сигнала на возмущающий сигнал.
При правильном подборе параметров и учете наличия транспортного запаздывания, в конечном итоге, достигается стабилизация процесса флотации и определенное суммарное значение критерия оптимизации Qt. На рис.4.2. представлена полученная на разработанной модели зависимость эффективности управления от величины коэффициента К! (среднеквадратичного отклонения) в функции ошибок (4.11).
С использованием разработанного метода можно определить граничную точность датчика (анализатора), используемого в системе автоматического регулирования. Как видно из рис. 4.2, при снижении точности анализатора рН эффективность управления снижается, и при определенном значении система становится просто неэффективной.
С использованием математической модели коллективной медно-молибденовой флотации было изучено влияние точности измерения концентрации собирателя на эффективность регулирования расхода собирателя. В качестве исходных данных в модель были заложены параметры, соответствующие условиям коллективной флотации сульфидов на 5-й секции обогатительной фабрики ГОКа "Эрдэнэт". Алгоритм управления предполагал поддержание заданного значения остаточной концентрации собирателя (2,5 мг/л для бутилового ксантогената и 0,6 мг/л для ВК-901), Результаты математического моделирования представлены на рис.4.3. Для сравнения на рис.4.3 представлены данные для анализа эффективности регулирования расхода извести по величине рН жидкой фазы пульпы.
Анализ полученных результатов показывает, что эффективность систем регулирования расхода собирателя по остаточной концентрации невысока. В случае использования бутилового ксантогената величина критерия эффективности процесса превышает контрольный уровень (без автоматического регулирования), но меньше, чем эффективность процесса при регулировании рН. Результаты моделирования представлены в таблице 4.3.
Анализ результатов исследований, представленных на рис. 4.3 показывает, что при использовании в качестве собирателя реагента ВК-901 результаты моделирования принципиально иные. Вследствие низкой точности измерений остаточной концентрации собирателя (КВ=15%) эффективность системы регулирования резко снижается и значение критерия оптимизации прогнозируется на уровне 77,8%, что значительно ниже контрольного уровня.
Анализ полученных результатов показывает, что порядок расположения реагентов по эффективности регулирования их дозирования существенно изменяется. Так, система регулирования расхода извести становится наименее эффективной, а системы регулирования расходов собирателей становятся не только относительно более эффективными, но и характеризуются более положительным значением критерия оптимизации относительно контрольного уровня (без автоматического регулирования).
Сравнение результатов моделирования для всех перечисленных систем и методов регулирования (по остаточной концентрации и по удельным нормам расхода) позволяет заключить, что для извести наилучшим методом регулирования расхода является ее дозирование для поддержания заданного значения рН. Для бутилового ксантогената эффективность рассмотренных методов дозирования находится на близком уровне.
