Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ литературных данных по обогащению кианитовых руд . 6
1.1 Типы кианитовых руд 6
1.2 Анализ исследовательских работ 10
1.3 Практика обогащения кианитовых руд за рубежом 17
2. Характеристика объектов исследования и методики проведения экспериментов 30
2.1 Вещественный состав кианитовой руды Карабашского месторождения 30
2.2 Характеристика используемых реагентов 35
2.3 Методики проведения экспериментов 36
3. Изучение закономерностей флотации кианитовой руды 41
3.1 Флотационные свойства основных минералов 41
3.2 Изучение особенностей взаимодействия олеиновой кислоты с поверхностью кианита 44
3.3 Определение оптимального реагентного режима флотации кианитовой руды Карабашского месторождения 48
4. Исследование гравитационных процессов обогащения кианитовой руды 53
4.1 Изучение процесса разделения минералов в гидроциклонах 53
4.1.1 Современные взгляды на процесс разделения материала в гидроциклоне 55
4.1.2 Оценка и параметры работы гидроциклонов 60
4.1.3 Оптимизация работы гидроциклона 64
4.2 Исследование процесса разделения минералов на винтовом шлюзе и концентрационном столе 67
4.2.1 Моделирование процесса разделения минералов в рабочей зоне винтового шлюза 67
4.2.2 Оптимизация параметров работы винтового шлюза и концентрационного стола при обогащении кианитовой руды 74
5. Разработка и испытания технологий обогащения кианитовой руды Карабашского месторождения 89
5.1 Обогащение руды по магнито-флотационной схеме 89
5.2 Обогащение руды по магнито-гравитационной схеме 92
5.3 Обогащение руды по магнито-флотационно-гравитационной схеме 97
5.4 Испытания на непрерывно действующей установке 100
6. Общие выводы 103
7. Библиографический список 106
8. Приложения 116
- Практика обогащения кианитовых руд за рубежом
- Определение оптимального реагентного режима флотации кианитовой руды Карабашского месторождения
- Моделирование процесса разделения минералов в рабочей зоне винтового шлюза
- Оптимизация параметров работы винтового шлюза и концентрационного стола при обогащении кианитовой руды
Практика обогащения кианитовых руд за рубежом
Объем мировой добычи минералов группы дистена незначителен по сравнению со многими другими промышленными минералами, но все же производство концентратов этих минералов непрерывно увеличивается. В настоящее время объем производства этих концентратов возрос до уровня свыше 2.5 млн. т. в год. На первом этапе развития обогащения дистеновых руд использовались методы рудоразборки, гравитации и избирательного дробления [4 - 8]. Однако считалось, что невысокий удельный вес кианита и игольчатый габитус его зерен создают затруднения при применении гравитационных процессов и вызывают потери при получении удовлетворительных по содержанию концентратов. Поэтому многие исследователи указывали на необходимость применения флотационного метода для повышения эффективности обогащения данных руд [4 -7].
Промышленная практика обогащения дистеновых руд насчитывает небольшое число примеров. Это в основном обогатительные фабрики США [9]. Имеются сведения об обогатительных фабриках Канады и Африки. Подробное описание технологии обогащения, технологических и технико-экономических показателей работы обогатительных фабрик в литературе, как правило, не приводится.
Добыча высокоглиноземистых материалов на основе минералов группы дистена в Индии, Австралии и Африке связана с разработкой богатых крупновкрапленных руд, в которых присутствует корунд. Эти руды в естественном виде удовлетворяют требования, предъявляемые промышленностью. В отдельных случаях обогащение таких руд производится рудо разборкой.
Примерами промышленного обогащения кианитовых руд являются американские фабрики Цело Майне [9] и Бакер Маунтейн [15].
На фабрике Цело Майне кианит флотируют олеиновой кислотой и калгоном, после удаления сульфидов и биотита дитиофосфатом и солянокислым лаурилами-ном. Концентрат содержит 97% кианита и 0.8% Fe203 при извлечении 90%. Крупность исходного материала 60% класса минус 74 мкм.
Фабрика Бакер Маунтейн перерабатывает более 130 тыс. т. руды в год с содержанием кианита 15%. Особенностью руды является наличие в ней глины. Поэтому руда после дробления до 100 мм промывается для удаления глинистых минералов. Промытый материал измельчается в стержневой мельнице до крупности 0.6 мм. флотацию кианита осуществляют олеиновой кислотой в присутствии жидкого стекла. Извлечение кианита составляет 87%. Присутствующий в руде лимонит флотируется совместно с кианитом. Для его удаления концентрат подвергают восстановительному обжигу и магнитной сепарации. При доводке теряется 10% кианита. Конечный концентрат содержит 94% кианита и 0.75% окисло железа. Извлечение кианита - 74%» от руды.
В работе [24] крупноконкреционные руды месторождений Тяпш-Манюк и Новая Шуурта предложено обогащать с использованием комбинированной технологии, включающей в себя обогащение крупных классов в тяжелой суспензии, а мелких - с использованием флотационного метода (рис. 1.1 и 1.2). Мелковкрапленные руды месторождений Нусса и Червурта предложено перерабатывать с использованием тех же процессов, но с доводкой черновых концентратов электромагнитной сепарацией (рис. 1.3 - 1.4). Данные технологии дорогостоящи, требуют высокой культуры производства, а также больших капитальных и эксплуатационных затрат на оборудование, реагенты и регенерацию суспензии. Все это увеличивает себестоимость получаемых кондиционных концентратов и снижает экономическую эффективность технологии.
Учитывая все вышеизложенное, представляется перспективным обогащать киа-нитовые руды Карабашского месторождения флотационным методом с использованием карбоксильных собирателей и различных реагентов-регуляторов. Для определения оптимального режима флотации требуется установить особенности механизма взаимодействия реагентов с поверхностью кианита. Для выяснения возможности применения гравитационных процессов необходимо установить влияние конструктивных и технологических параметров аппаратов на показатели обогащения кианитовой руды.
Анализ литературных данных позволяет сделать следующие выводы:
1. Накоплен значительный - более чем полувековой опыт практики обогащения кианитовых руд, разработаны различные технологические схемы обогащения. При обогащении кианитов используют как гравитационный, так и флотационный методы обогащения с различными реагентами и реагентным режимом.
2. Усилиями отечественных и зарубежных исследователей установлено, что процесс обогащения в тяжелых средах и суспензиях обеспечивает более высокую точность сепарации, а значит и меньшие потери полезного компонента, по сравнению с конкурирующим методом - флотацией. Но следует учесть, что эти процессы более экологически опасны и дорогостоящи.
3. Многие исследователи рекомендуют к использованию флотационный процесс с применением в качестве собирателя олеиновую кислоту или олеат натрия. Флотация проводится в кислой или слабощелочной среде. Полученные концентраты чаще всего требуют доводки магнитным и иными методами из-за высокого содержания в них железа и титана.
4. Применение флотационных методов ведет к достаточно сильному измельчению исходной руды, что снижает стоимость концентрата, так как кианитовые концентраты имеют строгие кондиции по крупности. Кроме того, это увеличивает сумму капитальных затрат из-за расширения цикла рудоподготовки. Альтернативой флотационному методу обогащения могут служить различные гравитационные процессы.
5. Кроме вышеуказанных методов обогащения для получения кондиционных концентратов также используют избирательное дробление и измельчение. Основным препятствием для применения гравитационных методов является невысокое различие в плотностях кианита и кварца, хотя есть примеры успешного обогащения кианитов при использовании этих методов.
6. В практике обогащения из гравитационных процессов используются только тяжелосредные гидроциклоны и сепараторы. Находят применение стандартные конструкции цилиндроконических гидроциклонов. Вместе с тем, процесс разделения материала в гидроциклоне не имеет к настоящему времени завершенного теоретического описания. Причина заключается в том, что, хотя гидроциклон является конструктивно простым аппаратом, процессы, происходящие в нем, чрезвычайно сложны.
Поэтому попытки аналитического их описания сталкиваются с большими трудностями математического характера. Для их снятия используют различные упрощения, которые схематизируют реальный процесс. В итоге, полученные модели многочисленны и дают лишь качественную его характеристику. Насчитывается несколько десятков различных формул для определения составляющих скорости зерна в гидроциклоне и для расчета граничного зерна в определенных условиях. Большое количество расчетных формул свидетельствуют о низкой их точности, иногда они противоречат друг другу, в то же время метрологические показатели для этих выражений в подавляющем большинстве случаев отсутствуют. Существующие взгляды на механизм разделения смеси зерен по плотности и крупности противоречивы и не позволяют определить оптимальные значения конструктивных параметров гидроциклона.
7. Практика разделения смеси минеральных зерен в гидроциклоне не имеет в своем распоряжении достаточно надежных расчетных зависимостей и методики для определения оптимальных конструктивных и технологических параметров гидроциклона, в том числе и короткоконусного.
8. В основном многие авторы и исследователи считают, что смесь зерен из минералов, достаточно близких по плотностям, в том числе и кварц - кианито-вую, тяжело, или практически невозможно разделить обыкновенными гравитационными процессами, что влечет за собой применение флотационного процесса и тяжелых сред. Это, в свою очередь, влечет повышенные экономические затраты на реагенты, а также на приготовление и регенерацию суспензий и тяжелых жидкостей. Кроме прочего все тяжелые жидкости и многие реагенты токсичны, что требует повышенного внимания к экологии и утилизации отходов переработки кианитовых руд.
Определение оптимального реагентного режима флотации кианитовой руды Карабашского месторождения
Флотационные опыты по изучению влияния расхода реагентов на показатели процесса проводились с навесками кианитовой руды, измельченной до крупности 0,15 мм. Использовались лабораторные флотомашины с объемом камер 3,0; 1,0 и 0,5 дм3.
По данным работы [72] флотируемость алюмосиликатов и плотность сорбционного покрытия собирателя изменяются симбатно с изменением рН, причем оптимум приходится на нейтральную среду. Падение сорбции собирателя и извле чения кианита в щелочной среде возможно как за счет конкуренции с гидро-ксильными ионами, так и вследствие образования на поверхности минерала аниона АЮг, что подтверждается ростом отрицательного значения дзета-потенциала кианита в растворе едкого натра. В кислой же среде активность собирателя уменьшается в связи с уменьшением в растворе концентрации его ионов. Кроме этого, при увеличении рН, возрастает активирующее кварц действие ионов кальция и железа, образующихся при гидролизе "солей жесткости" в объеме пульпы. Одним из методов дезактивации силикатных минералов является вытеснение ионов кальция ионами натрия, что обуславливает применение каустической или кальцинированной соды в качестве реагентов-регуляторов.
Результаты опытов (табл. 3.3) свидетельствуют о том, что наиболее оптимальным будет являться подача каустической соды в количестве 400 г/т или кальцинированной - 600 г/т.
Предпочтительней подача кальцинированной соды, так как извлечение кианита в концентрат при расходе 600 г/т составило 93%, а при подаче 400 г/т каустической - только 92%, но с более высокой массовой долей глинозема в продукте.
Кроме дезактивирующего действия ионов натрия для снижения извлечения в концентрат кварца и мусковита применяют различные депрессоры и их смеси. Изучение влияния щелочного и кислого жидкого стекла на показатели флотации (табл. 3.4) позволило установить, что применение кислого жидкого стекла в количестве 150 г/т повысило извлечение кианита с 93 до 95,6%, в то время как ще лочное жидкое стекло, незначительно повышая массовую долю глинозема в концентрате, снижает извлечение до 70%.
Применение смеси жидкого стекла с КМЦ и крахмалом не дает положительного результата (рис. 3.6). показатели флотации несколько ниже, чем при применении обычного жидкого стекла. Низкая массовая доля кианита в флотационном концентрате может объясняться механическим выносом в пенный продукт мелких частиц кварца и мусковита.
Для проверки влияния шламов на показатели флотации проведен ряд опытов. Анализ результатов показывает, что при обесшламливании кианитовой руды по зерну 0,01мм снижается извлечение кианита в концентрат до 92,4%, но повышает в нем массовую долю до 46.3%.
По результатам исследования флотационных свойств основных минералов, составляющих кианитовую руду, а также на основе выясненных особенностей механизма взаимодействия собирателя с поверхностью кианита можно сделать следующие выводы:
1 .Водородные и гидроксильные ионы для основных минералов кианитовой руды являются потенциалопределяющими. На поверхности кианита и ребрах мусковита в водной среде не происходит полной компенсации разрушенных связей и имеет место деффектность с положительным зарядом, что позволяет повышать селективность действия собирателя.
2.Растворимость основных минералов зависит от рН среды. Для кианита и мусковита преобладает выщелачивание силикатных ионов и, таким образом, увеличивается количество активных центров и повышается сорбционная активность минералов.
З.С уменьшением крупности кианита увеличивается число адсорбционно-активных центров на его поверхности и повышается флотационная активность кианита. Максимальный размер частиц кианита, флотирующихся в реальных условиях, составляет 0,15мм, что согласуется с теоретическими расчетами.
4.С учетом того, что при отмывках десорбируется значительная часть всего закрепившегося собирателя, а также резко ухудшаются показатели флотации, сле дует считать, что основное действие при флотации кианита оказывает физически закрепившаяся на поверхности минерала и на олеатах алюминия олеиновая кислота.
5. Лучшие результаты получены при флотации кианита в слабощелочной среде с применением кальцинированной соды в количестве 600 г/т и кислого жидкого стекла в количестве 150 г/т. для улучшения показателей необходима операция предварительного обесшламливания.
Моделирование процесса разделения минералов в рабочей зоне винтового шлюза
В соответствии с принятым решением - обогащать кианитовую руду крупностью -0,3+0,15 мм гравитационным методом, который более экологически безопасен, чем флотационный, что подтверждается практикой обогащения различных руд, требуется определить процессы и аппараты, необходимые для ее переработки.
Одним из наиболее эффективных гравитационных аппаратов, обеспечивающих высокую степень качества, является концентрационный стол. Но применение данных аппаратов требует больших производственных площадей и соответственно увеличение капитальных затрат на получение концентратов. Поэтому наиболее целесообразно предварительно использовать простой и высокопроизводительный аппарат, позволяющий получать черновой концентрат. В практике обогащения кианитовых руд за рубежом иногда используют винтовые аппараты, которые недороги в эксплуатации и имеют высокую производительность. В нашем случае, так как крупность материала, поступающего в гравитационный цикл, составляет-0,3+0,15 мм перспективно использовать винтовой шлюз.
Важной задачей при переработке руд на любом аппарате является прогнозирование результатов обогащения. Один из методов решения этой задачи - моделирование процессов, происходящих в рабочей зоне аппарата. Для построения математической модели винтового шлюза необходимо рассмотреть материальный состав исходной руды или смеси зерен минералов, а также силы, действующие на эти зерна в рабочей зоне аппарата. Рассмотрим материальный состав в элементарном объеме пространства рабочей зоны винтового шлюза. Для простоты будем учитывать только один признак - плотность частицы (р). Смесь материала или исходная руда состоит из множества частиц различной плотности: рь р2, ...., рп. В объеме, занимаемом частицами (mdV) каждая частица занимает только его часть (m;dV). Исходя из этого весовая доля і-ой частицы будет равна: Cpi = p.niidV/Cpcpm dV) (4.19) где Pep - плотность смеси частиц, m - коэффициент заполнения.
Если же плотность в материале изменяется непрерывно (в материале присутствуют сростки с различной плотностью), то вводится одна функция у(р, х, у, z, t). Таким образом, количество ydp равно весовой доле узкой фракции с плотностью от р до p+dp в точке (x,y,z) в момент времени t [74]. Результаты опробования материала в начале рабочей зоны винтового шлюза (начало первого витка) приведены в таблице 4.3.
Для прогнозирования показателей необходимо знать не только минеральный состав исходного материала, но скорости движения частиц и законы сохранения. В процессе расслоения частицы в рабочей зоне аппарата движутся, причем их скорости движения и траектория носят случайный характер (VCJI). Если проинтегрировать плотность распределения р и Усл то получим у(р)
Градиентная сила не изменяет характера движения частиц в целом, она лишь влияет на поведение отдельных частиц в группе [74].
Сила трения в общем случае состоит из силы трения о поверхность желоба и от соударения частиц, а также из силы трения о среду. Сила трения от соударе ний с другими частицами, а также сила трения частицы по дну желоба описывается выражением:
aMV(p,x,t) (4.31) где ам = pV5m; V - результирующая скорость частицы; 5 - сечение частицы. Сила трения шарообразной частицы о среду пропорциональна направленной скорости:
acp(V-Vcp) = 67ip.R(V-Vcp) (4.32) где Vcp - скорость движения среды относительно стенок желоба; ц. - коэффициент динамической вязкости среды; R - радиус частицы.
При установившемся режиме движения, когда частица находится на одном и том же радиусе относительно оси шлюза, все силы уравновешены:
g(psina - pcosa) - kmgrad у/у - amV - acp(V-Vcp) - gu6psina = 0 (4.33) или V = -km grad y/y + g(psincc - pcosa)/a + gu6psina /a (4.34) где p - средняя плотность частиц; a - общий коэффициент сопротивления движению частицы, а=ам+аср;
Таким образом задача сводится к определению коэффициентов D и а. На практике это делают следующим образом: по длине желоба берется две точки по сетке, изображенной на рисунке 4.6. Вокруг этих точек отбирают четыре пробы материала, после чего производится фракционный анализ пробы каждой точки для получений функций у(р, х, t). Определяют конечные разности по формулам
Результаты расчетных и экспериментальных зависимостей показателей работы винтового сепаратора от исходного состава материала приведены на рисунке 4.7.
Значительные расхождения между расчетными и реальными значениями объясняются допущениями, сделанными в процессе моделирования и не соответствующими реальным условиям.
Оптимизация параметров работы винтового шлюза и концентрационного стола при обогащении кианитовой руды
При оптимизации работы винтового шлюза следует различать конструктивные и технологические параметры. Конструктивные параметры изготовленного лабораторного шлюза приведены на рисунке 4.8. Шлюз изготовлен из стали, внутренняя поверхность желоба покрыта оцинкованной жестью. Транспортирующая вода подводится по трубкам, закрепленным на внешнем борте желоба при помощи лапок из жести. Регулировка величины зоны отбора продуктов осуществляется при помощи прямоугольной лопатки, закрепленной на болте. Шлюз имеет следующие параметры: ширина желоба 30 мм, диаметр шлюза 180 мм, величина шага желоба 88 мм, шлюз имеет 4 витка.
Изучение влияния длины винтового желоба (количества витков) проводилось путем отбора проб на разных витках шлюза. Исследования проводились с кварц-кианитовой смесью крупностью -0,3+0,15 мм и кварц-магнетитовой смесью крупностью -0,14+0,04 мм. Продукты кварц-кианитовой смеси подвергались фракционному анализу (табл. 4.4), а анализ продуктов разделения кварц-магнетитовой смеси проводился ручным магнитом (табл. 4.5).
Результаты исследований показывают, что процесс разделения стабилизируется уже в конце первого - начале второго витков, причем для кварц-магнетитовой смеси извлечение составило 75,4%, а для кварц-кианитовой - 52,3% при равных выходах. Это объясняется более значительной разницей в плотностях кварца и магнетита, по сравнению с кварцем и кианитом. В некоторых работах [75] указывается, что необходимое количество витков желоба зависит от физических свойств разделяемых минералов, и оно тем больше, чем меньше разница в плотностях ценных минералов и пустой породы, чем выше содержание сростков и чем мельче исходный материал. Результаты исследований подтверждают это: для достижения вполне удовлетворительных показателей для кварц-магнетитовой смеси достаточно трех витков (извлечение 96,8%), а для кварц-кианитовой - четырех и более (извлечение 94,3%).
На изготовленном винтовом шлюзе изучить влияние покрытия и угла наклона желоба невозможно, поэтому эти параметры оценивались по скорости движения зерен кварца, кианита, магнетита и мусковита в наклонном прямом желобе с различными покрытиями. Исследования показали, что зерна кварца двигаются быстрее по стальной поверхности, зерна кианита и магнетита с большей скоростью движутся по стеклу и стали. Зерна магнетита движутся медленнее всех, а быстрее всего - зерна мусковита, которые движутся почти так же как и поток воды (рис.4.8 и 4.9). Анализ результатов исследований позволяет сделать вывод о том, что из рассмотренных видов покрытий для обогащения кианита следует использовать стальное или стеклянное покрытие, так как в этих случаях отношение конечных скоростей, приобретаемых зернами кварца и кианита, составляет 2,5-3. Наиболее оптимальный угол наклона прямого желоба - 25-30. В некоторых источниках [76] рекомендуется устанавливать переменный шаг витка (возрастающий) с целью доизвлечения более мелких тяжелых частиц на нижних витках.
Одним из технологических параметров работы винтового шлюза является плотность минералов, составляющих исходную руду. Для оценки эффективности винтовой сепарации А. Мейстер [75] предложил критерий разделения:
М=(рисх-рл)/(рл-1) (4.49)
где рисх и рл - плотность исходной руды и легкого минерала.
В нашем случае М = 0,21. По утверждению Мейстера обогащение таких руд на винтовом аппарате невозможно, но в действительности имеются примеры разделения минералов даже при М=0,18 (турмалин и кварц).
Форма минеральных зерен характеризуется коэффициентом ф [77]:
cp=4,87L2/3/S (4.50) где L - объем частиц см3/г; S - площадь поверхности частиц, см2.
В случае кварц-кианитовой смеси крупностью -0,3+0,15 мм для кварца ф=0,72, а для кианита ф=0,64. Различие в форме зерен благоприятно будет влиять на результаты винтовой сепарации [75], так как с увеличением коэффициента ф зерна дальше сдвигаются в зону хвостов.
Во многих источниках [75, 77] экспериментально доказано, что предварительная классификация материала повышает эффективность разделения материала на винтовом шлюзе. Результаты изучения влияния крупности кварц-кианитовой руды на показатели разделения подтверждают эти данные (табл. 4.6). извлечение кианита в пески при обогащении неклассифицированного материала крупностью -0,3+0 мм составило 64,3%, в то время как для классов крупности -0,3+0,15 и -0,15+0 мм - 92,1 и 84,3% соответственно.
Важными технологическими параметрами работы винтового шлюза является расход транспортирующей воды и выход концентрата (зона отбора концентрата). Результаты изучения этих параметров на показатели винтовой сепарации показали, что при увеличении расхода транспортирующей воды с 1,7 10"5 до 2,6 10"5 м /с массовая доля глинозема в концентрате возрастает до 47,3%.
При дальнейшем увеличении расхода этот показатель начинает снижаться из-за извлечения в концентрат некоторой части кварцевых зерен. Извлечение кианита в тяжелый продукт при больших расходах воды неуклонно уменьшается. Оптимальным расходом транспортирующей воды является 2 10"5 м3/с. Увеличение выхода концентрата повышает извлечение кианита до 84,3%, затем извлечение начинает снижаться. Это опять таки связано с извлечением в концентрат зерен кварца. Наилучшие показатели обогащения наблюдаются при выходе концентрата 3 5 - 40%.
Из анализа результатов работы винтового шлюза можно сделать вывод, что полученный концентрат не является кондиционным и требует дальнейшего обогащения на других аппаратах. Наиболее перспективно для переработки полученного чернового концентрата использовать такой высокоэффективный процесс, как обогащение на концентрационном столе. Для оценки возможностей гравитационного обогащения на концентрационных столах можно воспользоваться следующим соотношением [ 4,51]: (РТ-РЖУ(РЛ-РЖ) 1,5 (4,51) где рт, рл и рж - плотности тяжелого, легкого минералов и жидкости
В нашем случае этот критерий равен 1,51, что говорит об эффективном обогащении материала только крупнее 0,07-0,15 мм. Процесс разделения на концентрационном столе также затруднен тем, что зерна кианита имеют удлиненную форму, вследствие чего в большей степени подвергаются взвешиванию в турбулентном потоке и имеют склонность выделяться в промпродуктовой части веера.
Основными регулируемыми параметрами работы концентрационного стола являются поперечный угол наклона деки стола и расход транспортирующей воды. Анализ результатов влияния этих параметров на показатели разделения пока-зал, что при увеличении расхода воды до 5,3 10" м /с извлечение в концентрат и массовая доля в нем кианита возрастает до 76,6 и 54,5% соответственно. Дальнейшее увеличение расхода воды ведет к резкому снижению обоих показателей за счет того, что зерна кианита переходят в хвосты. Увеличение поперечного угла наклона деки стола с 5 до 10 влечет за собой повышение массовой доли глинозема в концентрате с 47,4 до 54,5%, что сопровождается постепенным снижением извлечения. При увеличении угла до 12,5 снижаются как массовая доля полезного компонента в концентрате так и извлечение. Наиболее оптимальными параметрами для процесса разделения кианитовои руды на концентрационном столе - расход воды 5,5 10" м /с и поперечный угол наклона стола 10 .
