Содержание к диссертации
Введение
1. Современное состояние и основные проблемы обогащения свинцово-цннковых руд 7
1.1. Анализ результатов исследований и практики гравитационного обогащения свинцово-цинковых руд 7
1.2. Научно-исследовательский опыт гравитационного обогащения руд месторождений Садонской группы 11
1.3. Перспективные направления совершенствования способов и аппаратов для обогащения руд по удельному весу 13
1.4. Прогноз условий смачивания и флотации на основе изотерм расклинивающего давления 14
1.5. Выводы 17
2. Разработка новых технологии и аппаратов для повышения извлечения свинца 18
2.1. Влияние технологических свойств руды на показатели обогащения 18
2.2. Математическое моделирование процесса и результаты свинцовой флотации 31
2.3. Исследования эффективности использования гравитационных методов при обогащении руд месторождений Садонской группы 52
2.3.1 Предварительная концентрация дробленой руды 52
2.3.2 Гравитационное обогащение измельченной руды 58
2.4. Разработка перспективных способов и аппаратов для обогащения Pb-Zn сырья по плотности 62
2.4.1 Тяжелосредный центробежный сепаратор для доводки мелкозернистых гравитационных концентратов 62
2.4.2 Способ и устройство для предварительного обогащения руд 70
2.5. Выводы 73
3. Разработка технологии цинковой флотации на основе кинетических закономерностей извлечения минералов 76
3.1. Теоретические и экспериментальные исследования поверхностных сил в
явлениях смачивания и флотации 76
3.2. Закономерности контактных взаимодействий в полидисперсной минеральной системе 85
3.3. Разработка схемы и режима флотации крупных сростков сфалерита 98
3.4. Разработка метода расчета теплового эффекта с учетом фазового перехода теплоносителя 116
3.5. Выводы 126
4. Сравнительные испытания и промышленная реализация разработанной технологии 129
Заключение 138
Список литературы 140
Приложения 158
- Научно-исследовательский опыт гравитационного обогащения руд месторождений Садонской группы
- Математическое моделирование процесса и результаты свинцовой флотации
- Закономерности контактных взаимодействий в полидисперсной минеральной системе
- Сравнительные испытания и промышленная реализация разработанной технологии
Введение к работе
Актуальность работы. Повышение показателей обогащения руд, снижение себестоимости производства и улучшение экологии горно-обогатительных предприятий могут быть решены путем создания технологий, основанных на использовании различий нескольких физических свойств ценных компонентов. В связи с этим являются актуальными исследования, ведущие к повышению извлечения цветных металлов применением комбинированной гравитационно-флотационной технологии.
Цель работы заключается в разработке технологии и аппаратов, обеспечивающих достижение заданных качества и извлечения свинца и цинка с минимальными материальными и энергетическими затратами.
Методы исследования. Работа выполнена с применением методов прикладной математики, механики, коллоидной химии, физического моделирования и математической статистики. Эксперименты проводили с использованием специальных и стандартных измерительных методик и устройств, на модельных образцах и оборудовании обогатительной фабрики.
Научные положения, выносимые на защиту:
1. Результат анализа феррогидростатическим методом степени контрастности РЬ-
Zn руд месторождений Садонской группы по содержанию ценных компонентов.
Закономерности раскрытия и распределения минералов по фракциям разной крупности и
плотности. Обоснование возможности предварительной концентрации руд отсадкой.
Утверждение, что извлечение из разгрузки мельницы металлов методом гравитационного
обогащения снижает их потери с хвостами на 5-10 % отн.
2. Теоретические основы расчета конструктивных параметров центробежного
тяжелосредного сепаратора для доводки гравиоконцентратов и многоканального
магнитожидкостного сепаратора для предварительной концентрации руды.
Закономерность формирования равновесных краевых углов смачивания за счет действия поверхностных сил структурного происхождения и возможность управления смачиванием повышением температуры.
Комплексная оценка взаимного влияния минералов, определяющая результат флотации, и эффективный метод дешламации поверхности минералов.
Гипотеза, что минералы можно расположить в ряд, их положение в котором определяет температура инверсии знака параметра структурных сил Ks и крутизна наклона прямой \clKs/dT\ = Kstr.
Новизна научных положений.
1. Анализом в квазиутяжеленных фероколлоидах впервые показана возможность
выделения из Садонских руд до 50 % пустой породы. Показана эффективность
предварительной концентрации руд отсадкой. Установлена целесообразность выделения
крупного галенита гравитационными методами.
2. Разработаны оригинальные конструкции центробежного тяжелосредного и
многоканального магнитожидкостного сепараторов. Составлены и аналитически решены
дифференциальные уравнения движения частиц в тяжелой и квазиутяжеленной
разделительных средах.
3. Подтверждено, что при повышении температуры величина параметра
структурных сил, характеризующего структурные силы гидрофильного отталкивания и
гидрофобного притяжения, согласует расчетные и экспериментальные значения величин
краевого угла смачивания.
4. Доказано, что устойчивость смачивающей пленки определяется балансом между
структурными силами гидрофильного отталкивания, и структурного притяжения со
стороны гидрофобной межфазной поверхности вода-воздух.
5. Подтверждена правильность методики расположения минералов по
поверхностным свойствам в ряд и интерпретации способности минералов к флотации как
структурно-зависимого эффекта.
Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждается хорошей сходимостью теоретических и экспериментальных исследований, проведенных в лабораторных и полупромышленных условиях. Научное значение работы состоит в установлении закономерностей разделения минеральных комплексов свинцово-цинковых руд в гравитационных и флотационных процессах. Практическое значение работы заключается в разработке гравитационно-флотационной технологии обогащения свинцово-цинковых руд с высокими технологическими показателями. Выполнен технический проект реконструкции Мизурской ОФ.
Разработаны лабораторные модели центробежного тяжелосредного сепаратора и многоканального магнитожидкостного сепаратора.
Выявлена пропорциональная зависимость сил сцепления от размера частиц, установлены закономерности разрушения и механизм образования структур в полидисперсных системах, доказана возможность очистки сфалерита от шламов введением в пульпу крупных породообразующих минералов.
С учетом фазового перехода теплоносителя рассмотрена задача тепломассообмена в паровоздушной смеси, используемой при флотации в качестве газовой фазы.
Определены рациональные параметры свинцовой и цинковой флотации.
Реализация результатов работы. В соответствии с выполненным техническим проектом, на Мизурской ОФ в цикле измельчения установлены отсадочная машина "Труд-3" и концентрационный стол СКО-15. Флотационные машины цинкового цикла перекомпонованы в схему в соответствии с принципом раздельного обогащения. В 2005 г. планируется завершить промышленные испытания разработанной технологии.
Апробация работы. Основные положения диссертации обсуждены на научно-технических конференциях СКГМИ (ГТУ) (г.Владикавказ) в 2003-2005 гг.; на симпозиуме "Неделя горняка-2005"; V Конгрессе обогатителей стран СНГ, Москва, 2005; V Северо-Кавказской региональной конференции "Наука - экологии", Владикавказ, 2005; МНТК "Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья", Екатеринбург, 2003-2005.
Публикации. Основные результаты диссертационной работы опубликованы в 12 научных работах, патенте РФ и двух заявках на изобретение.
Структура и объем работы. Диссертация состоит из введения, 4 глав, заключения и 2 приложений, изложена на 186 страницах машинописного текста, включает 49 таблиц, 42 рисунка, библиографический список из 250 наименований.
1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ II ОСНОВНЫЕ ПРОБЛЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ СВИНЦОВО-ЦИНКОВЫХ РУД
1.1. Анализ результатов исследований и практики гравитационного обогащения свинцово-цинковых руд
При переработке Pb-Zn руд основным методом обогащения является флотация. Однако у флотации, наряду с универсальностью, имеется один существенный недостаток — чрезвычайно узкий диапазон крупности (от 30 до 120 мкм) эффективно извлекаемых частиц. Этот диапазон крупности входит в противоречие с возможностями обогащения руд.
Из закономерностей раскрытия минералов [1-9] следует, что в технологической схеме должны быть циклы, связанные с выделением породы и концентратов различной крупности. Отсутствие таких циклов составляет основной недостаток существующих схем.
На всех флотационных фабриках порода переизмельчается, так как обычно не учитывается, что она раскрывается при крупности, значительно большей, чем флотационная. Переизмельчаются и зерна полезного минерала, но уже по причине необходимости раскрытия самых мелких частиц. В результате производится необогащаемый класс, так называемые шламовые частицы [10].
Основной причиной неоптималыюсти схем обогащения является стремление решить задачу обогащения с помощью одного разделительного признака. Однако в разных классах крупности удобно использовать разные разделительные признаки [11, 12]. Кроме того, для решения разных задач - выделения зерен породы и зерен концентрата -также следует использовать различные разделительные признаки, например -смачиваемость и плотность.
Наиболее типичными схемами, в которых применяют комбинацию флотационных и гравитационных методов обогащения, являются следующие [13]: отсадка или концентрация на столах шламов и флотация доизмельченных промпродуктов; отсадка крупного и флотация тонкого материала исходного питания и промежуточных продуктов отсадки после их доизмельчения; обогащение в тяжелых суспензиях и флотация; отсадка и концентрация на столах в цикле измельчения.
При комбинированных схемах на флотацию стремятся направлять небольшое количество материала с низким содержанием металла. По этим схемам удается получить более богатые концентраты, чем по флотационным.
На фабрике "Доджвилл" (США) на отсадку направляют надрешетный продукт грохота крупностью (-15+2) мм, получая на первых отделениях отсадочных машин свинцовый концентрат, а на остальных - промежуточный продукт. Хвосты отсадки направляют в отвал, а промпродукт объединяют с просевом грохота, измельчают и флотируют минералы свинца и цинка. Из руды, содержащей 0,93 % РЬ и 4,51 % Zn, извлекают 82 % свинца и 88 % цинка.
На фабрике "Бонн-Терр" (США) на столах обогащают дробленую до крупности 85 % кл. -1,2 мм руду, содержащую ~ 3 % свинца. При качестве гравиоконцентрата 70 % в него извлекается 50 % РЬ; хвосты гравитации содержат 0,08-0,1 % РЬ. Промпродукты гравитации в количестве 45-50 % доизмельчают и направляют на флотацию. Общее извлечение свинца достигает 90 %.
Комбинированные схемы применяют также при обогащении окисленных и смешанных руд. Примером является фабрика "Сан-Франциско" (Мексика). Обогащение на столах производят после флотации руды и подготовки питания столов гидравлической классификацией.
Для извлечения тяжелых минералов по мере их раскрытия между мельницами и классификаторами часто включают отсадочные машины и концентрационные столы. На фабрике "Мэммос Сан-Антони" на концентрационных столах, работающих в цикле измельчения, извлекают около 41 % РЬ. На фабрике "Прайд оф Уэст" (США) исходную руду дробят до 25 мм и измельчают в шаровой мельнице, имеющей на разгрузочной горловине грохот с отверстиями 3 мм. Просев грохота направляют на отсадочную машину для выделения концентрата с содержанием 80 % свинца и хвостов, возвращаемых в мельницу.
На фабрике "Ресурсэкшэн" (США) производительностью 700 т/сутки разгрузка мельницы (78 % твердого) поступает на отсадочные машины, концентраты которых обрабатывают в двух отсадочных машинах малого размера, выдающих окончательный концентрат. Хвосты поступают в классификатор.
На фабрике "Мидвэл" (штат Юта) концентрационные столы используют для выделения пиритного концентрата из хвостов флотации цинкового цикла.
Фабрика "Грэй" (США) имеет производительность 1050 т/ч. Здесь на отсадочную машину подают пески классификатора. Решета камер машины имеют отверстия размером 6 мм. Продукт первой камеры ковшевым элеватором подают на перечистку в отсадочную машину 1050 х 1050 мм, концентрат которой отгружают на плавильный завод. Промпродукт отсадки направляют на измельчение, а хвосты - в отвал.
Фабрика "Хайланд Белл" перерабатывает руду (60 т/сутки) с содержанием 1-2 % РЬ и 2-3 % Zn. Измельчение осуществляют в одну стадию в замкнутом цикле с отсадкой и классификатором. Отсадкой выделяют галенит и самородное серебро.
По гравитационно-флотационной схеме работает фабрика "Брокен Хилл". Руду дробят на валках до крупности < 5 мм и подают на отсадку для вьщеления свинцового концентрата. В первом шпицкастене отсадочной машины получается готовый свинцовый концентрат, во втором и третьем - промежуточный продукт. Хвосты и промпродукт отсадки после измельчения обогащают на столах с вьщелением товарного свинцового концентрата. Хвосты столов после доизмельчения флотируют.
Фабрика "Прозеро" (Австралия) производительностью 85 т/сутки перерабатывает руду, в которой галенит встречается в виде сплошных масс в брекчиеобразном и осланцованном гнейсе. С галенитом ассоциирует основная масса сфалерита. Руду дробят на валках до 6 мм и подают на отсадочные машины. Промпродукты отсадки измельчают в шаровых мельницах. Объединенные гравиоконцентраты содержат более 60 % РЬ при извлечении на уровне 90 %; к которым добавляют флотационный концентрат.
Известны примеры промышленного использования отсадки для вьщеления не только минералов свинца, но и отвальных хвостов до процесса измельчения. Так, при описании фабрик Польши приводится схема, в которой отсадкой из руды, содержащей 2,18 % РЬ, выделяют свинцовый концентрат и около 30 % отвальных хвостов с содержанием 0,14 % РЬ. Потери свинца с хвостами отсадки не превышают 2%.
В работах [14, 15] отмечается, что предварительная концентрация дробленой руды в тяжелой суспензии, отсадкой или радиометрической сортировкой позволяет:
Выделить значительную часть породы и за счет этого снизить удельные затраты на измельчение, флотацию и тем самым себестоимость переработки сырья, расширить сырьевую базу месторождения вовлечением в переработку забалансовых руд и резко снизить стоимость добычи руды применением более производительных систем отработки, связанных со значительным разубоживанием руд. Например, на фабрике "Меслула" предобогащением в тяжелой суспензии выделяют до 65 % породы с отвальным содержанием свинца, что повышает качество питания флотации в 2-2,5 раза. Извлечение свинца в концентрат повышается до 84 %, себестоимость обогащения снижается на 40 %.
Иногда уже на первой стадии обогащения вывести из процесса часть металла в виде готовой продукции (фабрики "Ожел бялый", "Мибладен"). В качестве товарного продукта могут быть использованы и хвосты предварительной концентрации руд. Например, на фабриках "Ремсбек", "Эренфриденсдорф", "Хелкин" их реализуют в качестве
строительного материала или заполнителя бетона, на фабрике "Мэскот" железнодорожного балласта, "Сулливан" - закладочного материала, на некоторых фабриках - удобрений. Легкая фракция Зыряновской фабрики пригодна для изготовления бетона, асфальтобетона, железнодорожного балласта, для закладки горных выработок и т.д.
Научно-исследовательский опыт гравитационного обогащения руд месторождений Садонской группы
Разработка жильных руд месторождений Садонской группы (РМСГ) связана со значительным их разубоживанием. Это снижает технолопіческие свойства руд и существенно повышает затраты на их переработку. Исследованиями, выполненными институтами Механобр, ВНИКИЦМЛ, Кавказгипроцветмет, ВНИИЦВЕТМЕТ, Горным институтом КФАН РФ установлено, что руды являются контрастными по содержанию металлов и при крупности 40 мм можно выделить до 50 % пустой породы с содержанием металлов на уровне отвальных хвостов обогатительной фабрики. Очевидно, что возможность обогащения руды до ее измельчения выгодна энергетически, а, следовательно, и экономически (Ю.С.Бадеев, Ю.И.Волков и др.) [21].
Экономическая оценка эффективности предконцентрации РМСГ изложена в техническом проекте, разработанном для Мизурской ОФ институтом Кавказгипроцветмет, но только для тяжелосредного обогащения. и
Исходя из результатов предконцентрации РМСГ и современного состояния техники для прсдобогащепия, можно сделать вывод, что для Мизурской ОФ наиболее целесообразной является предварительная концентрация руды с помощью отсадочных машин. Этот метод по технологическим показателям несколько уступает перечисленным выше, но имеет следующие преимущества: простота аппаратурного оформления, низкая себестоимость, высокая удельная производительность, значительный научно-технический прогресс, достигнутый заводом "Труд" (г. Новосибирск) в создании отсадочных машин и концентрационных столов нового поколения.
Следовательно, уменьшение потерь галенита возможно за счет предотвращения его переизмельчения. Переизмельчение минералов уменьшается при замене спиральных классификаторов на грохоты в результате снижения циркуляции раскрытых зерен галенита с песками, возвращаемыми в мельницу. Однако проблема выпуска тонких просеивающих поверхностей до конца не решена.
Другим способом улучшения показателей переработки руды является ее деление с помощью гравитационных процессов на черновой концентрат и промпродукт. В первом может быть сосредоточено более 80 % свинца и цинка; промпродукт по содержанию металлов в 4-5 раз беднее. Богатые концентраты необходимо измельчать с дозируемым уровнем подводимой энергии; бедные, наоборот, должны измельчаться интенсивно с целью раскрытия сростков [14, 15]. Общий результат раздельного обогащения продуктов разного качества выше показателей их совместного обогащения.
Прецезионным способом разделения минералов по плотности является сепарация в тяжелых (2,9-4,25 г/см3 ) и псевдоутяжеленных жидкостях. Из-за высокой стоимости и токсичности применение тяжелых жидкостей ограничивается лабораторной практикой [22]. Лишь в некоторых случаях (при сортировке алмазов и сепарации искусственных материалов) тяжелые жидкости применяют в промышленности [23]. Решение экономических и экологических проблем их использования в промышленности возможно с помощью центробежного тяжелосредного сепаратора оригинальной конструкции.
Псевдоутяжеленные магнитным полем ферромагнитные жидкости (ферроколлоиды) применяют в промышленной практике доводки золотосодержащих концентратов и при разделении лома цветных металлов [24, 25]. В работах [26, 27] показана принципиальная возможность использования ферроколлоидов для обогащения мелко дробленых руд. Однако для промышленного применения магнитожидкостной сепарации на стадии предварительной концентрации руд необходимо создание высокопроизводительных МЖ-сепараторов с минимальным расходом ФМЖ. 1.4. Прогноз условий смачивания и флотации на основе изотерм расклинивающего давления
Как показано Фрумкиным [28] и Деряпшым [29], объемная жидкость может образовывать со смачивающими пленками равновесные краевые углы Оо 0. При этом оказалось возможным выразить равновесный краевой угол Оо (а позднее и наступающий 0А, и отступающий OR углы [30]) через параметры изотермы расклинивающего давления смачивающих пленок 11(h) [29]: ocos90=a + P0h0+ jn(h)dh, (1.1) где Ро - cr/Ro - капиллярное давление равновесного мениска кривизной Ro , с -поверхностное натяжение жидкости; ho - толщина равновесной смачивающей пленки; П расклинивающее давление пленки; Пф) - изотерма смачивающей пленки. Понятие расклинивающего давления тонких пленок было ведено в работах [31, 33-34].Устойчивым состояниям пленок отвечают участки изотерм, где cIJ/cJi 0; условие сП/Зг 0 отвечает неустойчивым состояниям пленок.
Здесь Пе - ионно-электростатическая составляющая расклинивающего давления, связанная с перекрытием диффузных ионных слоев заряженных поверхностей пленки [35, 36]; Пт - молекулярная составляющая, обусловленная силами дисперсионного взаимодействия подложки и газа через пленку жидкости [37]; IJS - структурная составляющая расклинивающего давления, вызванная перекрытием граничных слоев (ГС) жидкости со структурой, измененной по сравнению с объемной фазой [38-42].
В докладе J. Ralston (Австралия) на XXII Международном конгрессе по обогащению полезных ископаемых [56] утверждается, что первопричиной для прилипания частицы к пузырьку являются силы пщрофобного притяжения, возникающие вследствие сорбции собирателя на поверхности частицы. При этом на гидрофобной гетерогенной поверхности частиц возникают микрозародыши нанопузырьков, которые и приводят к прорыву водной пленки. Нанопузырьки не образуются на гидрофильной поверхности частиц, но появляются, когда их поверхность гидрофобна. Вероятно, с выделением на гидрофобных поверхностях пузырьков газа и их последующей коалесценцией связано дальнодействие пщрофобного притяжения [57]. Именно сочетание сил пщрофобного притяжения и образования нанопузырьков приводит к прорыву смачивающей пленки.
Lu Shouci экспериментально обнаружена согласованность между агрегацией и гидрофобностыо частиц и выяснено, что энергия гидрофобного взаимодействия на один-два порядка больше, чем энергия электростатического или молекулярного взаимодействия [58].Тем самым определена решающая роль гидрофобного взаимодействия во флотации и в гидрофобной агрегации. Закреплению гидрофобных частиц на пузырьке соответствует прорыв смачивающей пленки, вход углеводородных цепей адсорбированного слоя ПАВ в воздух пузырька и образование трехфазного контакта; гидрофильные же частицы могут закрепиться на пузырьке только через гидратную пленку и без прямого контакта. Marcelja и Radic [45] получили выражение для структурной составляющей расклинивающего давления: Л,(А)=4 ехр ], (1.5) где параметр Ks характеризует величину сил, а параметр Л - их дальнодействие. Значения параметров К„ и Л для гидрофильных поверхностей можно найти в монографиях [59-61]. Экспериментальные значения параметров К5 и X уравнения (1.2) в случае гидрофобных сил для разных объектов приведены в обзоре [62]. При этом R.H. Yoon (США) считает [63, 64], что к гидрофобным воздушным пузырькам прикрепляются только гидрофобные частицы. Учет сил гидрофобного взаимодействия почти в два раза снижает энергетический барьер, который должна преодолеть частица при закреплении на пузырьке, и существенно уменьшает критическую величину водной прослойки.
Следовательно, физический механизм изменения фильности поверхности заключается в смене знака структурной составляющей расклинивающего давления IJs(h) и соответствующем изменении равновесной толщины смачивающей пленки. Сильная температурная зависимость структурных сил может быть использована для разработки эффективного способа изменения устойчивости смачивающей пленки.
Математическое моделирование процесса и результаты свинцовой флотации
В практике флотации для создания благоприятных условий селективного разделения минералов широко используют наличие зависимости флотируемостп минералов, в том числе и без собирателя, от величины рН. Поставлены опыты по флотации садоно-згидских галенитов без собирателя в трубке Халлимонда: максимум естественной флотируемостп галенитов совпадает с рН=5-6 и уменьшается при больших и меньших значениях рН (рис. 2.4). Резкое возрастание флотируемостп галенитов при рН меньше 1,6 следует связать с образованием элементарной серы на поверхности галенитов. Повышение степени гидрофобности и флотируемостп галенитов при рН больших 12 является следствием растворимости окисленной пленки (с образованием НРЬОг") и обнажения более гидрофобной поверхности самих галенитов [74]. Конкуренция между ионами ксантогената [Кх ] и гидроксил-ионами ОН" за место на поверхности минерала приводит к тому, что для каждого сульфидного минерала существует критическое значение рН, выше которого при данном расходе собирателя флотация невозможна.
Выполнена экспериментальная проверка достаточности расчетных значений [Кх"], определенных по уравнению (2.10), для полной флотации галенитов месторождений Садонской группы. По методике Абрамова А.А. полной флотации галенитов (в аппарате для беспенной флотации) достигали или изменением [Кх"] при постоянном значении рН (рис. 2.5), или изменением рН раствора при постоянной [Кх ] (рис. 2.6).
При исследовании действия флотационных реагентов на минералы постановкой флотационных опытов одновременно изучали условия, определяющие прилипание пузырька воздуха к поверхности минерала "нулевым" методом И.Уорка [78]. Сущность "нулевого" метода И.Уорка состоит в том (рис. 2.7), что определяют область прилипания, отделяющую растворы, для которых прилипание возможно, от растворов, где оно не наблюдается.
Необходимая для обеспечения максимального извлечения при флотации садоно-згидских галенитов [Кх" ] увеличивается с увеличением величины рН и уменьшением длины аполярной цепи собирателя. Поэтому ксаптогенаты низших спиртов, широко применяемые на зарубежных обогатительных фабриках, для флотации садоно-згидских галенитов более эффективны в слабощелочной среде. Ксантогенаты высших спиртов, начиная с бутилового, можно рекомендовать применять при флотации садоно-згидских галенитов при рН 10.
Загрузка цианида до концентрации свободного цианида в жидкой фазе 2 г/л (при необходимой для полной флотации галенита концентрации ксантогената) практически не оказывает влияния на флотируемость галенитов, но подавляет флотацию сульфидов железа (рис. 2.9). Подавление флотации галенитов в среде сернистого натрия при применении в качестве собирателя ксантогената (рис. 2.10) вызывается уменьшением общей сорбции собирателя и уменьшением "доли" физически сорбированного диксантогенида [15, 53]. Следовательно, с учетом своеобразия флотационных свойств садоно-згидских галенитов, сначала необходимо выполнить флотацию галенита, а затем сульфидизацию и флотацию окисленных форм минералов свинца.
Выполнены опыты с переменным расходом соды и извести. Измельчение выполняли до 60-63 : кл. -71 мкм; соду загружали в мельницу в количестве от 0,15 до 1,5 кг/т. Во флотацию подавали: 500 г/т ZnSO.4,100 г/т NaCN, 15 г/т ксантогената, 36 г/т Т-80. Увеличение расхода соды от 0,15 до 0,5 кг/т приводит к быстрому увеличению рН пульпы с 7,1 до 8,0; дальше проявляются буферные свойства руды и рН изменяется незначительно.
Проверка коэффициентов уравнения регрессии на значимость по критерию Стыодента показала, что для принятой доверительной вероятности р = 95 % незначим оказался квадратичный член при Xi2 . В связи с тем, что F Fo,os; 7,4 модель (2.12) признана адекватной экспериментальным данным с уровнем значимости 0,05. Из уравнения (2.12) видно, что в исследуемом интервале изменения факторов линейные эффекты Xi и Х2, судя по знакам коэффициентов при линейных членах, следует стремиться к поддержанию расходов цинкового купороса и цианида натрия на верхнем уровне. Коэффициенты при линейном и квадратичном эффектах Х2 имеют одинаковые знаки. При этом выявляется тенденция к ведению процесса в области верхнего уровня расхода цианида натрия. Оценка согласованности влияния данных факторов показывает, что большая абсолютная величина и знак плюс при эффекте взаимодействия Х]Х2 свидетельствуют о том, что одновременное повышение расходов цинкового купороса и цианида натрия повысит эффективность использования реагентов.
Закономерности контактных взаимодействий в полидисперсной минеральной системе
Зависимость результатов флотации одного и того же минерала от типа руды в значительной мере обусловлены взаимным влиянием минералов. Минералы, не обладая ни достаточной природной гидрофобностью, ни способностью адсорбировать собиратель, могут создавать на поверхности извлекаемых минералов гидрофильные шламовые покрытия, препятствующие флотации. Почти полное извлечение сфалерита имеет место уже при небольшом поглощении ксантогената (Плаксин, Хажинская [124]), а для успешной флотации галенита достаточно (Богданов, Поднек), чтобы реагентом было покрыто 30-35 % его поверхности. Присутствие в руде шламов и недостаточная степень раскрытия сфалерита требуют повышенного расхода ксантогената, что вызывает не столько увеличение его извлечения, сколько нарушает селективность флотации.
С целью изучения влияния шламовых покрытий на флотируемость минералов исследована флотация сфалерита крупностью -150 и -71 мкм из искусственной смеси с кварцем. Содержание цинка в смеси составляло 3,0 %. Кварц был представлен двумя классами крупности: -71 и (-150+71) мкм. Количество сфалерита и кварца в смеси во всех опытах оставалось постоянным, изменяли лишь соотношение между крупным и мелким классом крупности кварца. Флотацию выполняли во флотомашине механического типа с объемом камеры 100 см3 при содержании твердого в пульпе 35 %. Сфалерит флотировали бутиловым ксантогенатом калия (25 мг/л) и пенообразователем Т-80 (расход из расчета 20 г/т твердого) после активации медным купоросом (150 мг/л) при рН 9, создаваемым содой (140 мг/л).
Установлено (рис. 3.6), что замена 40 % мелкого кварца (-71 мкм) более крупным (-150+71 мкм) повышает извлечение цинка на 37 %. Гранулометрический состав кварца сильнее влияет на флотацию крупных частиц сфалерита, чем мелких.
Сделана попытка теоретически обосновать влияние процесса коагуляции сильно отличающихся размером частиц на результаты флотации и найти условия ее проведения, при которых можно не учитывать коагуляции частиц при флотации. Задача заключалась в определений условий, при которых за время флотации агрегативиая устойчивость полидисперсной суспензии изменится в пределах ошибки эксперимента. Е,% о о 0 80 о ., 1 74 / / 68 У / 62 56 / Го 50 У о 2 JZ. / 44 ( / 36 / 28 20 / 0 10 20 30 40 50 60 70 Содержание крупного класса a d, %
Следовательно, частицы этого размера участвуют во взаимном влиянии минералов при флотации путем контакта частиц разных минералов. Видом взаимного влияния минералов при флотации может быть образование шламовых покрытий на крупных частицах [3].
Для оценки вероятности агрегации полидисперсных частиц определим степень геометрического перекрывания крупными частицами сечения в жидкости. Рассмотрим частицы, находящиеся на расстоянии Л от площадки S, расположенной вертикально в полидисперсной суспензии. За время флотации через выделенную площадку S проходит число частиц равное пкр S Л, где пкр - концентрация крупной фракции. Эти частицы перекрывают площадь Si к пкр S h RKp2, где RKp - радиус крупной частицы. Таким образом, крупные частицы перекрывают долю а,ф поверхности S: акр = пкр h лЯкр2.
Пусть мелкие частицы радиусом г движутся точно по линиям тока жидкости и встречают на своем пути крупную частицу радиусом RKp. Сравним расход жидкости через трубку тока, внутри которой находятся частицы, с расходом для невозмущенного потока: Qo = л (R + г)2 Us, где индекс s означает стоксовский (вязкий) режим течения.
Таким образом, взаимное влияние минералов в виде захвата мелких частиц крупными с образованием шламового покрытия на поверхности последних имеет место в пульпе и, следовательно, вносит существенный вклад в результат флотации. Для исследования кинетики прилипания тонких частиц к крупным разработан кинетический метод исследования взаимодействия твердых частиц в жидкости на основе контактного прибора конструкции М.Л.Эйгелеса типа КЭП-4 [83, 135-137]. Объектом исследования для нового метода является динамика контактных взаимодействий между частицами. Для перехода от измерения времени индукции при прилипании пузырька к слою частиц к измерению времени индукции при прилипании одиночной крупной частицы к слою частиц в кювете в конструкцию устройства для генерации и фиксации пузырька воздуха внесены изменения. Их суть состоит в том, что стеклянный держатель пузырька, патрон которого кремальерами может перемещаться в горизонтальном и вертикальном направлениях, заменили на тонкую иглу с приклеенным к ее острию исследуемым минералом. В экспериментах на острие иглы фиксировали минералы крупностью от 0,7 до 2,5 мм.
В измерениях использована кювета емкостью 7 см для навески в 1 г при Т:Ж = 1 : 5. Минералы измельчали всухую в фарфоровой мельнице с шарами из фарфора.. Перед экспериментом минералы двукратно обрабатывали соляной кислотой, тщателыю промывали дистиллатом и выдерживали в нем в течение 24 ч. За время индукции принимали время контакта, при котором прилипание тонких частиц к крупной наблюдалось больше, чем в 20 % случаев. Минерал приклеивали к острию иглы таким образом, чтобы наблюдать прилипание тонких частиц к поверхности грани кристалла, а не к ребрам и углам. При переходе от одного измерения к другому смещением иглы с минералом в горизонтальном направлении изменяли точку контакта с тем условием, чтобы в ходе эксперимента охватить всю поверхность слоя тонких частиц в кювете.
Анализ экспериментальных данных по прилипанию тонких частиц к одиночной крупной показывает резкую зависимость времени индукции от крупности тонких частиц в кювете (рис. 3.7). Далее обращает на себя внимание значительный разброс значений времени индукции (каждый доверительный интервал построен обычным образом с использованием /-критерия Стьюдента по результатам 200 измерений). Главной причиной широкого разброса величин времени индукции является неоднозначность геометрии зазора при касании полиэдрических поверхностей. С увеличением размера частиц вероятность их переворота в кювете через малые грани и, следовательно, вероятность остановки лишь на больших гранях с увеличением массы частиц резко возрастает.
Сравнительные испытания и промышленная реализация разработанной технологии
Начиная с 2006 г. на Мизурской обогатительной фабрике планируется перерабатывать свинцово-цинковые руды, добываемые на Архонском руднике, а также руды Джимидонского месторождения с участка Бозанг с повышенным содержанием меди (до 0,5 %). Предусмотрена раздельная переработка этих двух типов руд. Эффективность разработанной технологии определена по результатам полупромышленных испытаний обогатимости руды Архонского и Джимидонского месторождений по фабричной и разработанной технологии. Сравнительные испытания обогащения руды выполнены с применением конкурирующих технологий, схем и режимов, а также стандартного и разработанного оборудования.
Технологическая схема рудоподготовки на МОФ предусматривает трехстадиальное дробление руды до крупности 25 мм в открытом цикле в последней стадии и одностадиальное измельчение в шаровой мельнице до крупности 60 % класса -74 мкм.
Обогащение руд осуществляется по прямой селективной схеме флотации по цианидной технологии. В основной операции флотации извлечение минералов свинца выполняется бутиловым ксантогенатом калия после депрессии минералов цинка и железа цианидом натрия, которым был замещен перманганат калия. Черновой свинцовый концентрат три раза перечищают.
Хвосты основной свинцовой флотации подвергают двум контрольным операциям флотации с загрузкой цианида натрия и бутилового ксантогената.
Минералы цинка извлекают из хвостов II контрольной свинцовой операции флотации бутиловым ксантогенатом калия после активации медным купоросом в известковой среде. После трех перечисток чернового цинкового концентрата получают товарный концентрат.
Институтом Казмеханобр проведены исследования и разработана схема очистки стоков фабрики с использованием хлорсодержащих продуктов (жидкий хлор, гипохлорит кальция и т.д.). Наряду с разработкой технологии очистки стоков были проведены исследования и доказана возможность использования их в обороте.
При проведении полупромышленных испытаний основу схемы цепи аппаратов при обогащении руд по гравитационно-флотационной технологии составили шаровая мельница МШР 450x600 мм, отсадочная машина МОД-0,2, концентрационный стол 30-КЦ, двухкамерная флотомашина ФМ-0,1, а также вспомогательное оборудование. Режим работы оборудования выбран с учетом результатов лабораторных исследований и его технической характеристики.
Полупромышленные испытания проведены в течение 218 часов и состояли из восьми периодов: сущность периода продолжительность периода работа по существующей технологии с генеральным опробованием технологического процесса 47 часов пусконаладочного 4 часа проверка режимных параметров работы отсадочной машины и концентрационного стола, подобранных лабораторными исследованиями 14 часов получение свинцового гравиоконцентрата в откорректированном технологическом режиме 34 часа проверка реагентного режима, подобранного лабораторными исследованиями 21 час работа с повышенным расходом собирателя в свинцовом цикле флотации 14 часов работа с пониженным расходом цинкового купороса и цианида натрия 14 часов работа по новой технологии с получением информации для статистической обработки промышленных данных 70 часов
Поскольку компоновка оборудования полупромышленной установки выполнена в виде моносекции, не было возможности провести параллельное сравнение конкурирующих технологий. При последовательном же сравнении необходимо учесть следующие основные факторы: флотируемость руд, поступающих на обогащение в сравниваемые периоды; удельную производительность оборудования; степень равномерности загрузки оборудования.
Поскольку достоверность сравнения в какой-то мере зависит от длительности сравниваемых периодов, желательно было сравнивать показатели всего периода испытаний новой технологии с показателями не менее длительного периода работы по старой технологии.
В ходе испытаний часовые показатели переработки руды подвергали статистической обработке. Последовательность операций при статистической обработке была следующей. С целью исключения ошибок все часовые показатели каждого периода за исследуемый период группировали методом концентрации чисел по отдельным дискретным значениям фактора, влияние которого изучали.
С использованием этих формул сделан выбор оптимальных режимных параметров работы гравитационного оборудования; исследовано влияние расхода ксантогената и депрессоров на потери цинка со свинцовым концентратом; проанализирована взаимосвязь между извлечением галенита в гравиоконцентрат и сфалерита в "цинковую головку" и содержанием свинца и цинка в хвостах флотации; установлены необходимые режимные параметры (количество загружаемых хвостов концентрационного стола и время агитации с соблюдением требуемых гидродинамических условий перемешивания) операции дешламации поверхности сфалерита.
Гравитационно-обогатительный комплекс работает следующим образом. Разгрузка шаровой мельницы поступает в отсадочную машину; хвосты которой (легкая фракция) возвращаются в спиральный классификатор. Подрешетный концентрат первой камеры (конуса) отсадочной машины направляют на верхнюю деку концентрационного стола, а второй камеры — на нижнюю деку концентрационного стола. На концентрационном столе получают товарный свинцовый концентрат, промпродукты и хвосты. Концентрат стола после обезвоживания дренированием собирают в контейнер. Хвосты и промпродукты стола Песковым насосом возвращают в мельницу. В табл. 4.3 представлен баланс руды и воды по операциям гравитационно-обогатительного комплекса.
