Содержание к диссертации
Введение
1. Современное состояние обогащения руд, содержащих тантал и ниобий 10
1.1 Состояние отечественного и зарубежного опыта обогащения тантал-ниобиевыхруд 10
1.2 Анализ ранее выполненных исследований обогащения тантал-ниобиевыхруд 27
1.3 Исследование влияние минералогического состава и ситовой характеристики исходной руды на эффективность обогащения 41
1.4 Цель, задачи и методы исследований 68
2. Лабораторные исследования повышения эффек тивности обогащения тантал-ниобиевых руд 73
2.1 Постановка вопроса 73
2.2 Технологическая схема обогащения тантал-ниобиевых руд ОАО «Малышевское рудоуправление» 74
2.3 Применение центробежных концентраторов при обогащении руд и песков россыпей 81
2.4 Исследование эффективности обогащения тантал-ниобиевых руд на лабораторных центробежных концентраторах 87
2.5 Анализ результатов лабораторных исследований 91
3. Обоснование конструктивных изменении и вы бор оптимального режима работы центробежного концен тратора 94
3.1 Промышленные испытания центробежных концентраторов различных модификаций 94
3.2 Конструктивные изменения отечественного центробежного концентратора 100
3.3 Обоснование рационального режима работы концентратора 103
3.4 Анализ промышленного испытания центробежных концентраторов 110
4. Математическая модель сепарации частиц в центробежном поле 113
4.1 Зависимости центробежной сепарации, полученные экспериментальным путём 113
4.2 Обобщенное уравнение 116
5. Эффективность практической реализации ре зультатов исследований 119
5.1 Внедрение отечественного модернизированного центробежного концентратора 119
5.2 Установление уровня эффективности реализации результатов исследования 121
5.3 Технологические схемы обогащения тантал-ниобиевых руд с использованием центробежного концентратора 127
Заключение 142
- Анализ ранее выполненных исследований обогащения тантал-ниобиевыхруд
- Технологическая схема обогащения тантал-ниобиевых руд ОАО «Малышевское рудоуправление»
- Обоснование рационального режима работы концентратора
- Установление уровня эффективности реализации результатов исследования
Введение к работе
Масштабы современного мирового потребления тантала относительно невелики, но эффективность его использования весьма значительна. Уникальные свойства тантала делают его трудно заменимым и позволяют выдерживать конкуренцию с более распространёнными дешёвыми металлами и материалами [1]. Тантал применяется в следующих отраслях промышленности: атомная энергетика, металлургия специальных сталей и сплавов, химическое машиностроение, текстильная промышленность, производство огнеупоров, полупроводниковая техника, рентгенотехника, дефектоскопия, химическая промышленность, производство специального стекла, ювелирное производство, меди-
1 ЯП | оі
цина [2]. Тантал имеет два природных изотопа Та и Та .В чистом виде металл твёрд, ковок и тягуч; прокатывается в тонкие листы, а так же прокатывается в тонкую проволоку. Имеет серо-стальной цвет. Температура плавления тан-тала очень высокая: 2996 С. Плотность составляет 16,6 г/см . При повышенной температуре металл поглощает и удерживает газы (кислород, азот, водород); устойчив против действия соляной, серной, азотной кислот и других агрессивных сред, устойчив на холоде в атмосфере воздуха. Хорошая механическая обработка в холодном состоянии сочетается у тантала с хорошей свариваемостью. Одно из характерных свойств тантала — его высокая сопротивляемость эрозии даже в отожженном состоянии, а также в растворе кислого электролита способность выпускать ток только в одном направлении. В живых организмах металл не вызывает раздражения тканей [3]. С развитием новой техники, и внедрением новейших технологий, во всём мире наблюдается повышенный интерес к месторождениям тантала [4]. Однако распространённость тантала в земной коре ничтожно мала. Его атомный кларк составляет 2,4*10", занимая VII столбец элементов, разбитых на декады по степени распространения (табл.1) [5].
Несмотря на это добыча руд и производство тантала с каждым годом возрастает. В то же время качество перерабатываемых руд и содержание в них металла непрерывно снижается.
Непрерывное совершенствование технологии обогащения руд, применение прогрессивных технологических схем обогащения позволяют выделять концентраты редких металлов руд, ранее считавшихся экономически непригодных для переработки. Что в свою очередь позволит значительно расширить сырьевую базу промышленности, вовлечь в активные запасы новые месторождения редких металлов, содержание которых в рудах очень низкое.
Таблица 1 Распространённость главных металлов в земной коре
В настоящее время обогатительные процессы играют первостепенную роль в использовании рудного сырья, в производстве редких металлов, в том числе и тантала и ниобия [6].Одним из перспективных направлений является разработка и внедрение в технологические схемы обогатительных предприятий центробежного обогащения. Применение отечественных центробежных концентраторов в промышленном обогащении тантал-ниобиевого сырья существенно снизит затраты на получение танталового сырья, как это показал мировой опыт в золотодобывающей промышленности.
Цель работы. Обосновать, разработать и реализовать технологию и технические средства центробежной сепарации минералов, существенно повышающие эффективность обогащения бедных тонко вкрапленных тантал-ниобиевых руд.
Идея работы заключается в том, что повышение эффективности обогащения бедных тонко вкрапленных тантал-ниобиевых руд достигается за счёт
направленного регулирования постели в рабочей зоне центробежного концентратора и модернизации его конструктивных параметров.
Основные задачи исследований:
Анализ ранее выполненных исследований обогащения тантал-ниобиевыхруд
Основным методом обогащения тантало-ниобиевых руд является гравитация; первичный гравитационный концентрат подвергают доводке до кондиционного флотогравитацией, флотацией, электромагнитной и электростатической сепарацией, иногда в сочетании с различными химическими способами. Радиоактивность, которой обладают некоторые тантало-ниобиевые минералы, позволяет применить для предварительного обогащения соответствующих руд радиометрическую сортировку. Этот метод основан на разделении кускового материала по интенсивности радиоактивного излучения, а при неравномерном распределении радиоактивных минералов в рудной массе позволяет удалить в отвал часть пустой породы. [32]. Тантало - ниобиевые руды состоят обычно в главной своей массе из лёгких минералов с удельным весом менее 3,0 (кварц, полевой пшат, кальцит) и тяжёлых минералов с удельным весом более 4,0 (тантало-ниобаты, титано-тантало-ниобаты, касситерит, циркон, ильменит и др.) [33]. Значительная разница в удельных весах полезных минералов и пустой породы позволяет с достаточной эффективностью применить для первичного обогащения руд соответствующей структуры отсадочные машины, концентрационные столы и винтовые сепараторы. В ряде случаев успешно используют пневматическое обогащение. Принципы построения схем и условия обогащения на отсадочных машинах и концентрационных столах аналогичны тем, которые имеют место при обработке вольфрамовых, оловянных или титановых руд и не нуждаются в подробном рассмотрении. То же самое относится к применяемой аппаратуре. [34]
В последние годы для первичного обогащения тантало-ниобиевых руд особенно широко используют винтовые сепараторы, обладающие рядом преимуществ. Процесс концентрации на винтовых аппаратах изучался отечественными и зарубежными исследователями. В СССР работы по исследованию процесса были начаты в Иргиредмете в 1947 г. Позднее они стали проводиться в Механобре, ВИМСе, Гиредмете, Механобрчермете, ВНИИ -1 (г. Магадан), Магнитогорском горно-металлургическом институте. Из зарубежных исследований необходимо отметить работы Глисона, Кирхберга, Танарта, [35,36,37]. Эти исследования посвящены изучению механизма процесса, его закономерностей и выявлению различных зависимостей [38,39,40,41 ]. Процесс обогащения полезных ископаемых на винтовых аппаратах представляет систему взаимосвязанных явлений, протекающих в криволинейном потоке пульпы. Этот поток можно рассматривать как сложное, трёхмерное движение двух дискретных потоков: несущей жидкости (воды) и твёрдой фазы (руды). В потоке пульпы происходят разрыхлённой твёрдой фазы, её расслоение, перераспределение по ширине желоба на фракции, отличающиеся по физическим свойствам (плотности, крупности). Поэтому при изложении основных закономерностей процесса рассматриваются характер и особенности движения отдельных фаз по винтовой поверхности, роль и влияние потока воды и взаимодействие между потоком и твёрдой фазой. Даётся качественная оценка характера группового и слоевого движения зерен и объясняются основные физические явления, имеющие место в процессе концентрации на винтовой поверхности [42]. Винтовые сепараторы применяются для обогащения пегматитовой руды месторождения Гардинг (штат Новая Мексика, США), содержащей 0,4 % микролита, 0,03 % танталита, 5 % сподумена, 1 % лепидолита, 2 % амблигонита, 0,5 % мусковита и 85 % кварца.
При измельчении сподумен образует пластинчатые и игольчатые частицы, которые сильно затрудняют выделение микролита на концентрационных столах. В связи с этим на фабрике установили винтовые сепараторы, при обогащении на которых сподуменовые частицы почти не мешают выделению танталовых минералов. Винтовые сепараторы также установлены для обогащения пенидолит - микролитовой руды на фабрике Браун дерби (штат Колорадо, США). Они позволяют при обогащении руд этого типа получать более богатые концентраты непосредственно из руды [43]. Преимущества, винтовых сепараторов перед отсадочными машинами при обогащении колумбит -касситеритовых песков некоторых месторождений были установлены в исследованиях Игридмета [44]. Гравитационные методы обогащения тантало- ниобиевых руд не обеспечивают достаточно высокого извлечения металлов в черновые концентраты, особенно при переработке коренных руд с тонкой вкрапленностью минералов. Основными причинами потерь с хвостами гравитационного обогащения являются склонности минералов к переизмельчению и переход зерен в мелкие классы. Потери тантала и ниобия за счёт тонких классов достигают 30 % и больше. При гравитационном обогащении крупно- и средне- зернистых классов руды извлечение в черновой концентрат достигает 90 % и выше, при обогащении тонких классов извлечение значительно снижается, а некоторые руды по своим структурным особенностям вовсе не могут обогащаться гравитацией. Извлечение тантала и необия могло бы значительно повыситься при использовании флотации танталовых и ниобиевых минералов из тонких классов и хвостов гравитационного обогащения. Несмотря на значительные исследования, проводимые в этой области, промышленное использование флотации танталовых и необиевых руд, в настоящее время, незначительно.
При исследовании обогатимости руд флотацией наиболее трудным является выбор режимов и реагентов. Флотационное извлечение минералов во многих случаях зависит не только от флотируемости того или иного минерала, генезиса, но и от состава сопутствующих компонентов, а также генезиса, вкраплённости, наличия изоморфных примесей в минерале и других факторов[45]. Таблица флотируемости некоторых минералов включающих тантал (табл.5) составлена на основе данных СИ. Митрофанова[46], Г.С. Бергера [47], Л.Я. Шу-бова [48] с дополнениями из других работ [49]. Известно, что на фабрике Ока в Канаде (провинция Квебек), перерабатывающей карбонатные пирохлорсодержащие руды, проводится флотация пиро-хлора из хвостов перечистных столов. Метод флотации запатентован и никаких сведений о нём в литературе не имеется. Указывается, что флотационный концентрат содержит свыше 50 % ND2O5 [50]. Вробель [44,51] флотировал пирохлор и колумбит олеиновой кислотой, сульфоновыми кислотами и алкилсульфатом. Отделение пирохлора и колумбита от легкофлотирующихся щелочноземельных минералов можно осуществить при различной щелочности пульпы (рис. 6). При значении р 10 олеатом натрия (30 мг/л) флотируются апатит и другие щелочноземельные минералы; тан-тал-ниобиевые минералы депрессируются сернокислым аммонием (100 мг/л) и жидким стеклом (100мг/л), затем при снижении значения рН до 6,5-8 можно флотировать пирохлор и колумбит (рис. 6а). При флотации сульфоновыми кислотами или алкисульфатами значение рН должно быть меньше 4 (рис. 66). В опытах показанных на рис. 6.6, в качестве собирателя служил регент R-130 (C24H25S03Na). Депрессия пирохлора и колумбита исчезает только после полного удаления ионов ОН/ путём двукратного сгущения и добавления серной кислоты.
Технологическая схема обогащения тантал-ниобиевых руд ОАО «Малышевское рудоуправление»
Открытое акционерное общество "Малышевское рудоуправление" - одно из старейших предприятий по добыче и переработке руд с получением разнообразных концентратов. Расположено в Свердловской области, пригороде города Асбеста, рабочем поселке имени Малышева. Историю свою предприятие ведет с 1831 года. В 1986 введена в строй новая обогатительная фабрика, что позволило получать несколько разновидностей полевошпатового концентрата, слюдяной и бериллиевый концентраты, а также попутно получать танталовое сырье. До 1992 года Малышевское рудоуправление отрабатывало пегматитовые руды небольшого по запасам и очень бедного по содержанию Таг05 (0,003...0,005%) месторождения "Липовый Лог" [88]. Тантал представлен колумбит -танталовым минералом. Добыча по танталу составляла 10 т/г, с общим извлечением 45 %. Балансовые запасы тантала "Малышевского рудоуправления" относительно запасов по России - 0,9%. [26] Выделение танталовых минералов включало в. себя до 1992 года следующую технологическую схему обогащения: (рис.15) дробленная руда поступала в мельницу мокрого самоизмельчения; после этого измельченная руда подвергалась грохочению грохотом ГИСЛ-62; подрешетный класс (-1 мм) подавался на отсадочные машины СВ-3-1500 (позже отсадочные машины были
заменены на винтовые сепараторы); подрешетный продукт отсадки отправлялся на верхнюю гравитацию (рис 16), пенный продукт редкометальной кислой флотации проходилдве направлялся на нижнию гравитацию (рис.17). На верхней гравитации получали черновой концентрат с содержанием 4...5% Таг05, на нижней гравитации черновой концентрат содержал Ta2Os до 8% [31]. После этого гравитационный концентрат доводился на доводочном переделе (рис.18). Сначала мокрой магнитной сепарацией из гравитационного концентрата отделялись сильномагнитные частицы. Затем флотировали минералы сульфидов. После этого концентрат сушили, и затем нагревали до 100-150С, и на электростатическом сепараторе разделяли гранат и колумбит. И последней доводочной операцией была флотационная перечистка граната, для доизвле-чения тонких минералов колумбита. До 1992 года доводкой получали готовый концентрат с содержанием Ta2Os до 18%[89].
С 1998 года была разработана и внедрена другая технологическая схема доводки гравитационного танталового концентрата (рис.19). Гравитационный концентрат сушится на индукционной печи и направляется на грохочение с размером сетки 1 мм. Класс +1 мм доизмельчается на шаровой мельнице. Класс -1 мм отправляется на электромагнитную сепарацию для отделения сильномагнитных частиц. Далее черновой концентрат подвергается электромагнитной сепарации для отделения сульфидов. Сульфиды грохочения на вибрационном грохоте 0,315 мм. Плюсовой класс доизмельчается в шаровой мельнице, минусовой направляется на флотацию, для выделения сульфидных минералов. Немагнитная фракция сульфидной электромагнитной сепарации также направляется на грохочение 0,315 мм. Класс +0,315 мм делится на гранат и колумбит электромагнитным методом сепарации. Класс - 0,315 мм нагревается до 1200С и направляется на электростатическую сепарацию. Танталовый концентрат попадает в непроводящую фракцию. Из хвостов электростатики на пневматическом концентрационном столе доизвлекаются тонкие минерал ствляется выщелачивание радиоактивных минералов из танталового концентрата. После отмывки и сушки получают кондиционный танталовый концентрат с содержанием TaiOs до 25% [90]. С запуска обогатительной фабрики в 1998 году стал вопрос о возобновлении попутного получения танталового концентрата. Для восстановления старых гравитационных схем требуются большие капитальные затраты, к тому же извлечение на таких схемах довольно низкое. Поэтому Малышевскому рудоуправлению предстояло разработать альтернативную технологическую схему для попутного получения танталового сырья. 2.3 Применение центробежных концентраторов при обогащении руд и песков россыпей Широкое внедрение в последние годы, как зарубежными странами, так и российскими производственниками, центробежных концентраторов для обогащения руд редких и благородных металлов дает основание пересмотреть сложившиеся представления о методах гравитационного обогащения.
Для извлечения из руд свободного самородного золота широко используют различные методы гравитационного обогащения. Большие сложности при этом связаны с чрезвычайным многообразием форм частиц золота, которые не встречаются ни у одного из известных минералов. При обогащении золотосодержащих руд необходимо обеспечить максимальное извлечение наиболее крупного золота в цикле рудоподготовки. Для этого могут быть использованы отсадочные машины, гидравлические ловушки и центробежные концентраторы. В мировой практике для улавливания крупного золота в циклах измельчения успешно применяют центробежные концентраторы Нельсона (Knelson), особенно в тех случаях, когда классификацию осуществляют в гидроциклонах. Значительный интерес представляет использование концентраторов Нельсона в циклах измельчения полиметаллических, медных, медно-цинковых руд и руд черных металлов для улавливания попутного золота. В этом направлении АО "Механобр Интиниринг" ведет сейчас интенсивные исследования. Хорошие результаты по извлечению тонкого золота из некоторых продуктов достигнуты авторами при использовании концентратора Нельсона. Так, из пробы медной руды Алмалыкского ГМК за одну операцию на трехдюймовом сепараторе Нельсона был получен концентрат с содержанием металла 60 г/т. Средний размер свободных золотин в нем составлял около 0,02 мм при наличии большого количества золотин размером менее 0,1 мм. Из сульфидного флотационного концентрата одного из месторождений Кемеровской области получен концентрат, содержащий около 140 г/м золота, причем свободного золота в нем было около 75%, а средний размер золотин составлял 0,008 мм [91].
Как показали исследования зарубежных ученых, на концентраторе Нельсона можно осуществлять доводку золотосодержащих продуктов крупностью -0,025 мм с получением концентратов для прямой плавки, содержащих 10-15 % золота при извлечении 70-80 %. Вместе с тем концентратор Нельсона не обеспечивает непрерывную разгрузку тяжелой фракции, имеет сложную конструкцию, требует квалифицированного обслуживания и значительного расхода промывной воды (2...2,5 м /т)[92]. В настоящее время предметом технико-экономической переоценки добываемого на Норильском комбинате сырья является вкрапленные руды, локализованные в породах дифференцированных интрузивов Норильско-Талнахского рудного узла. Примерно 70% общей стоимости полезных компонентов, заключенных в данном типе руд, приходится на благородные металлы (БМ) -элементы платиновой группы (ЭПГ), золото и серебро и всего 30 % -на никель, медь и кобальт. В то же время содержание первых несоизмеримо (на 2-3 порядка) меньше, чем вторых , и трудно поддается точной оценке. Благородные минералы присутствуют в рудах как в минеральной, так и в рассеянной формах. Кроме того, как известно, действующая на НГМК схема переработки вкрапленных руд ориентирована на максимальное извлечение из них, в первую очередь, цветных металлов. В разветвленный сети многоступенчатого обогатительно- металлургического цикла на различных уровнях происходит потеря ценных, особенно благородных, металлов с отвальными хвостами, шлаками и другими продуктами. Все эти факторы отрицательно сказываются на показателях сквозного извлечения ЭПГ и других драгоценных металлов.
В этой связи совершенствование и оптимизация процесса извлечения БМ из вкрапленных руд стали ключевой проблемой опытных технологических исследований. Так для пробы товарной руды и руды текущей добычи была применена гравитационно - флотационная схема обогащения с использованием концентратов Knelson -3 и Knelson-12. В ходе исследований из руды текущей добычи с помощью аппарата Knel-son-12. выделен гравитационный концентрат, содержащий более 4000 г/т платиноидов. Этот концентрат явился объектом детальных исследований. Крупность концентрата составляет 85 % класса + 0,074 мм.
Обоснование рационального режима работы концентратора
На рис. 23 изображена схема полупромышленных испытаний модернизированного центробежного концентратора на сливе гидроклассификатора мельницы мокрого самоизмельчения. Слив классификатора насосом позиции № 407 подается на гидроциклон позиции № 406. Пески гидроциклона направляются в модернизированный центробежный концентратор. Концентрат центробежного концентрата отправляется в зумпф 305 насоса. Хвосты центробежного концентратора направляли в зумпф насосов позиции № 309, которые транспортируют пульпу на слюдяную и полевошпатовую флотации. Первые испытания проводились на различных объемах подаваемой разжижающей воды в единицу времени (90 л/мин, 100 л/мин, 200 л/мин, 300 л/мин, 400 л/мин). В табл. 19 представлены результаты испытаний модернизированного центробежного концентратора с искусственной концентратора - концентрат рифелей всегда бедный, хотя извлечение остается неизменным [99]. 3.4 Анализ промышленных испытаний центробежных концентраторов Несмотря на наличие эксцентриситета, Тульские центробежные концентраторы оказались не способными обогащать танталовую руду ОАО "Малышевское рудоуправления". Центробежные концентраторы конструкции "Уралмеханобр" несмотря на хорошие показатели обогащения оказались механически ненадежными. На начальном этапе испытаний модернизированного Тульского центробежного концентратора был выявлен первый параметр, величина которого играет немаловажную роль в эффективности обогащения. Это объем подаваемой разжижающей воды в рубашку чаши ротора центробежного концентратора.
При объеме подаваемой воды ниже 300 литров не происходит практически никакого разделения зерен минералов тантала и кварц-полевошпата. Объем более 300 литров также приводит к снижению эффективности работы центробежного концентратора, излишек воды приводит к вымыванию зерен минералов тантала из рифелей чаши, недостаточное количество разжижающей воды не обеспечивает "кипение" пульпы в межрифельном пространстве, где происходит разделение минералов. Оптимальный расход разжижающей воды составил 300 л/мин. Вторым этапом проводились испытания модернизированного центробежного концентратора при создании искусственной постели в межрифельном пространстве чаши материалом крупностью - 1мм. Было установление, что для этого достаточно 20-25 кг песка. Избыточное количество данного материала в рифелях чаши центробежного концентратора при подаче исходного питания уходит в хвостовой желоб. Извлечение тантала при этом резко возросло, снизив объем исходного питания до 5 тонн в час, удалось получить извлечение вскрытых зерен минералов тантала 90,3 %.На третьем этапе, меняя плотность исходного питания центробежного концентратора, удалось получить извлечение 92 %. Оптимальная плотность пульпы 35 %. В таблицах 21, 22 представлены данные распределения тантала по ситовым характеристикам питания и концентрата центробежного концентратора. 1. Для танталовых руд ОАО "Малышевское рудоуправление" оптимальное центростремительное ускорение центробежных концентратов составляет 70 g- 2.
При обогащении тонковкрапленных танталовых руд в центробежный концентратор должна подаваться разжижающая вода. 3. Поверхность чапш ротора центробежного концентратора должна быть защищена материалом, стойким к абразивному износу, например, полеуретаном. 4. Для эффективного обогащения в рифелях чаши центробежного концентратора должна находиться постель из более крупного материала (0.5... 2мм). 5. Оптимальный режим работы центробежного концентратора для руд ОАО "Малышевское рудоуправление" состоит из подачи разжижающей воды объемом 300 л/мин, объем питания 5000 кг/час, плотность пульпы 35 %. 6. При промышленных испытаниях извлечение центробежного концентратора составило 58 % или по вскрытому танталу 92 %. 7. Извлечение при работе модернизированного концентратора в технологической схеме обогатительной фабрики составило 56 % или по вскрытому танталу 89 %. 8. Достаточно эффективное обогащение танталовых минералов крупностью 0,042 мм. 9. Модернизированный центробежный концентратор при эксплуатации механически надежен.
Установление уровня эффективности реализации результатов исследования
По результатам исследований обогащения тонковкрапленных танталовых руд был сконструирован и внедрен в технологическую схему обогатительной фабрики ОАО "Малышевское рудоуправление модернизированный центробежный концентратор для попутного получения танталового концентрата. На рис. 28 изображена схема цепи аппаратов верхней гравитации, которая функционировала до 1992 года. Подрешетный продукт отсадочной машины марки МОД4 (ОМДСД-2м), которая позже была заменена на винтовые сепараторы СВ-3-1500, насосом позиции 820 подавался в гидроклассификатор. Материал классифицировался натри класса: -1...+0,5мм; -0,5...+0,2 мм; -0,2мм. После этого самый крупный материал насосами позиций 821-1,2 и 821 -3,4 направлялся на концентрационные столы СКО-7,5 № 1,2,3,4 через наклонные пластинчатые сгустителя. Материал крупностью -0,5...+0,2 мм насосами позиций 823-1,2 и 823-3,4 подавался на концентрационные столы СКО-7,5 позиции 12,13,14,15, предварительно сгущенного в наклонных пластинчатых сгустителях. Мелкий класс - 0,2 мм насосами позиций 822 направлялся через гидроциклоны, пески которого подавались на шламовые двухдечные концентрационные столы СКО-15М1- 5,6,7,8,9,10,11. Промпродукт столов СКО-7,5 - 1,2,3,4, СКО-15М1-5,6,7,8,9,10,11 и СКО-7,5 - 12,13,14,15 объединялся и насосом позиции 824, предварительно сгущенным на гидроциклоне, направлялся на концентрационный стол СКО-15М1-16, промпродукт которого в свою очередь заведен в зумпф насоса позиции 824. Концентрат столов СКО-7,5 -1,2,3,4, СКО-15М1-5,6,7,8,9,10,11 и СКО 7,5-12,13,14,15 также объединялся и насосом позиции 825 направлялся в наклонный пластинчатый сгуститель, пески которого поступали на концентрационный стол СКО -7,5-17, получая конечный черновой танталовый концентрат. Хвосты стола СКО-7,5-17 направлялись в зумпф насоса позиции 824, а промпродукт направлялся в зумпф насоса позиции 825. Следует отметить, что до 1992 года обогатительная фабрика ОАО "Малышевского рудоуправления" перерабатывала 36400 тонн руды в месяц, работая на двух технологических нитках. В данный момент обогатительная фабрика работает на одной технологической нитке, прерабатывая при этом 18200 тонн руды в месяц. В этом случае на верхней гравитации в работу не были бы задействованы концентрационные столы позиции СКО-7,5 -3,4, СКО 15М1-9,10,11, СКО -7,5-14,15 (рис. 29).
Чтобы определить уровень эффективности работы гравитационной схемы с применением центробежного концентратора и схемы верхней гравитации,. можно их сравнить как по энергетическим затратам, так и сравнивая нормы времени на ведение технологического процесса и обслуживания оборудования. Так на верхней гравитации (рис. 29) подачи материала на классификацию на позиции 820 установлен насос марки 5Гр-8 с электродвигателем мощностью 37 кВт. На позициях 821,822,823,824,825 установлены насосы НП 60/18 с электродвигателем мощностью 15 кВт. Каждый концентрационный стол приводится в движение электродвигателем, мощностью 2,2 кВт. При переработке обогатительной фабрикой ОАО "Малышевское рудоуправление" 18200 тонн в месяц, при круглосуточной работе, потребовалось бы использовать 8 насосов и 12 концентрационных столов. По формуле (13) можно рассчитать электроэнергию, затрачиваемую при круглосуточной работе верхней гравитации в сутки. Рвг = (Р! + N2 P2 +N3 Рз) 24 ч. (13) где Pi - мощность двигателя насоса позиции 820 N2 -количество насосов НП 60/18 Рг - мощность электродвигателя, установленного на насосе НП 60/1 & N3 - количество концентрационных столов Рз - мощность электродвигателя, установленного на концентрационном столе. Рвг = (37 кВт + 6 15 Квт + 10 2,2 кВт) 24 часа = 3576 кВт/сут. При работе гравитационной схемы с использованием центробежных концентраторов задействовано всего два насоса. Это насос марки 5Гр-8 с электродвигателем 37 кВт (позиция 305) и насос НП -60/18 с электродвигателем мощностью 15 кВт (позиция 301). На концентрационном столе СКО-7,5 установлен электродвигатель мощностью 2,2 кВт. На модернизированном центробежном концентраторе установлен электродвигатель мощностью 7,5 кВт. Для обеспечения непрерывной работы гравитационной схемы, чтобы избежать простои центробежного концентратора при разгрузке концентрата из рифелей, и получения высоких технологических показателей, необходимо укомплектовывать гравитационную схему двумя центробежными концентраторами. Например, на выгрузку концентрата из рифелей модернизированного центробежного концентратора уходит 5.8 минут, тогда суточный простой составляет 120-192 минуты.
Следует отметить, что при неработающем гравитационном переделе насосы позиции 226заводятся либо в гидроклассификатор мельницы мокрого самоизмельчения, либо в классификатор шаровой мельницы. По формуле (14) можно рассчитать суточную потребляемую электроэнергию гравитационным переделом, на котором используется центробежные концентраторы. Рг = (РІ + Р2+ Р3+ Р4) 24 часа (14) Где Рг мощность электродвигателя насоса позиции 305. Р2- мощность электродвигателя насоса позиции 301. Рз- мощность электродвигателя концентрационного стола СКО-7,5 Р4- мощность электродвигателя модернизированного центробежного концентратора. Р! = (37 кВт + 15 кВт + 2,2 кВт +7,5 кВт) 24 часа = 1480,8 кВт/сут. Гравитационный передел с использованием модернизированного центробежного концентратора потребляет в 2,4 раза меньше, чем ранее работавший гравитационный передел. Естественно, что и затраты на материалы и ремонт оборудования во многом различны.
Для обслуживания одного концентрационного стола требуется 0,265 чел/час (102). При переработке обогатительной фабрикой ОАО "Малышевское рудоуправление" 18200 тонн в месяц понадобится эксплуатировать пять концентрационных столов СКО-7,5 и четыре шламовых концентрационных стола СКО-15М1. При скользящем графике и восьмичасовой смене, по формуле (15) можно рассчитать списочное число работников по обслуживанию концентрационных столов (концентраторщиков). NpK = NKC 0.265 NCM Ксп (15) Где NKC - число обслуживаемых концентрационных столов, шт. 0,234 - нормативная трудоемкость (чел/час) NCM - число смен Ken - коэффициент списочного состава. Np = 9 0,265 4 1,5 = 15 человек. Для обслуживания насоса 5 гр-8 требуется 0,335 чел/час, для обслуживания насоса НП-60/18 требуется 0,254 чел/час. Для работы верхней гравитации понадобится 1 насос 5 Гр-8 и 6 насосов марки НП-60/18. При скользящем графике и восьмичасовой смене по формуле (16) можно рассчитать списочное число работников на обслуживание насосов (насосников). NPH = (N„, 0.335 + NH2 0,254) NCM + Кст (16) Где NHi - количество насосов марки 5Гр-8, шт. 0,335 - нормативная трудоемкость (чел/час) NH2 - количество насосов марки НП-60/18, шт. 0,254 - нормативная трудоемкость (чел/час) NCM - число смен Кот - коэффициент списочного состава. Np = 9 0,265 4 1,5 = 15 человек. NpH = (l 0,335 + 6 0,254) 4 1,5 = 11 человек. Не учитывая нормативной трудоемкости на ремонт как капитальный, так и текущий оборудования гравитационного передела, для нормальной работы необходимо 26 работников. Для обслуживания центробежного концентратора и одного концентрационного стола СКО-7,5 и насосов 5Гр-8 и НП-60/18 при скользящем графике и восьмичасовой смене необходимо 12 работников, это в 2,2 раза меньше, чем при работе старой гравитационной схемы. Таким образом, применение центробежных концентраторов при попутном обогащении тантала позволяют снизить затраты на оплату труда, не считая затрат на обслуживание и ремонт оборудования. Это в первую очередь влияет на себестоимость единицы продукции.
