Содержание к диссертации
Введение
1. Современное состояние технологии обогащения алмазосодержащего сырья в тяжелых средах 9
1.1. Особенности и преимущества применения тяжелых сред 9
1.2. Свойства тяжелых суспензий 12
1.3. Утяжелители 17
1.4. Оборудование, применяемое для обогащения руд в тяжелых суспензиях 18
1.5. Зарубежная практика использования тяжелосредных установок с динамическими сепараторами для извлечения алмазов 21
1.6. Анализ применения тяжелых суспензий в отечественной практике переработки кимберлитов 27
2. Характеристика объектов исследования 38
2.1. Характеристика рудной базы 38
2.2. Технологическая схема обогатительной фабрики 43
2.3. Технологическая схема тяжелосредной установки (ТСУ) 48
2.4. Характеристика питания тяжелосредной сепарации 50
3. Методика проведения исследований 53
3.1. Оценка эффективности тяжелосредного обогащения в гидроциклоне 54
3.1.1 Оценка эффективности обогащения по извлечению алмазов 54
3.1.2 Расчет минимальной массы проб алмазосодержащих продуктов при известных значениях средней массы кристаллов алмазов 61
3.2 Определение массы частной пробы алмазосодержащих продуктов и функции плотности распределения кристаллов алмазов по крупности 68
3.2.1 Расчет массы частной пробы 68
3.2.2 Определение гранулометрического распределения 71
3.2.3 Функция плотности распределения кристаллов алмазов по крупности 73
3.2.4 Косвенный метод контроля эффективности процесса обогащения по извлечению тяжелой фракции 77
3.2.5 Оценка технологической эффективности процесса обогащения по извлечению трассеров 79
3.3 Определение некоторых параметров тяжелосредного обогащения 81
3.3.1 Определение плотности и расхода суспензии 81
3.3.2 Качество утяжелителя 82
3.3.3 Определение производительности установки 83
3.3.4 Расчет безвозвратных потерь гранулированного ферросилиция 83
4. Разработка математической модели оценки эффективности обогащения по кривым Тромпа для процесса тяжелосредной сепарации 87
5. Исследование технологических показателей ТСС и разработка технологической схемы фабрики 98
5.1. Исследование возможности работы установки на гравитационных концентратах 100
5.2. Изучение возможности вывода магнитной фракций из питания ТСУ 111
5.3. Разработка технологической схемы с применением магнитной сепарации и ТСС 117
Выводы 125
- Технологическая схема обогатительной фабрики
- Определение массы частной пробы алмазосодержащих продуктов и функции плотности распределения кристаллов алмазов по крупности
- Определение некоторых параметров тяжелосредного обогащения
- Изучение возможности вывода магнитной фракций из питания ТСУ
Введение к работе
Актуальность работы. Алмазный рынок в целом является одной из преуспевающих сфер мировой экономики, в том числе и экономики России. Ежегодный спрос на бриллианты в мире в настоящее время оценивается в 11-12 млрд. долларов, что подтверждает существование реальных возможностей расширения их производства. Современная разработка месторождений алмазов АК «АЛРОСА» характеризуется применением нового высокопроизводительного и надежного оборудования, внедрением полностью автоматизированных процессов переработки, постоянным совершенствованием технологических схем, использованием новых процессов и аппаратов, соответствующих мировым стандартам.
Одной из нерешенных проблем при обогащении этих руд, в частности на фабрике № 14, является сокращение выхода гравитационных концентратов, поступающих в процесс доводки и соответственно снижение количества поврежденных алмазов в готовой продукции за счет уменьшения циркулирующих продуктов в схеме. Решение этого вопроса с применением перечистки гравитационных концентратов методом тяжелосреднои сепарации (ТСС) позволит получить значительный экономический эффект, т.к. стоимость неповрежденных кристаллов при их реализации во много раз выше.
Цель работы. Разработка технологии и оценка эффективности тяжелосреднои сепарации для перечистки гравитационных концентратов.
В работе решались следующие задачи:
1. Изучение возможности применения ТСС для перечистки концентратов отсадки и винтовых сепараторов соответственно крупностью -6+3 и -3+1 мм;
2. Уточнение существующей методики определения надежности и точности опробования алмазосодержащих продуктов при оценке эффективности ТСС;
3. Выбор оптимальных режимов работы установки ТСС с применением расчетной методики оценки определяющих параметров кривых Тромпа;
4. Обоснование необходимости удаления магнитной фракции из питания ТСС и разработка оптимального режима процесса магнитной сепарации;
5. Разработка и оценка эффективности технологической схемы обогащения гравитационных концентратов крупностью -6+1 мм фабрики № 14 Айхальского ГОКа.
Идея работы: Применение процесса тяжелосредной сепарации для перечистки гравитационных алмазосодержащих концентратов. Научная новизна.
1. Разработана математическая модель оценки эффективности обогащения для процесса тяжелосредной сепарации по кривой Тромпа, позволяющая расчетным путем определять плотность разделения и вероятное отклонение.
2. Впервые предложена и идентифицирована по экспериментальным данным формула для определения плотности распределения кристаллов алмазов по крупности.
3. Впервые в практике обогащения алмазосодержащих руд выявлена возможность применения и освоена технология тяжелосредной сепарации для перечистки гравитационных алмазосодержащих концентратов.
Методы исследований. В работе использовался метод фракционного анализа продуктов с применением тяжелых жидкостей. Для оценки эффективности процесса ТСС применялись трассеры-имитаторы различного размера и различной плотности, в том числе и имитаторы алмазной фракции 3,4-3,56, а также алмазы, специально облученные в реакторах для изменения цвета с целью упрощения их выборки. Применялись математическое моделирование процесса, планирование и обработка результатов эксперимента.
Практическая значимость. На основании теоретических и экспериментальных исследований выявлена возможность и установлены оптимальные параметры процесса ТСС для перечистки гравитационных алмазосодержащих концентратов крупностью -6+1 мм. Разработана технологическая схема процесса перечистки указанных концентратов. Предложена уточненная формула для определения массы частной пробы при обогащении алмазосодержащих руд.
Реализация результатов работы. В результате внедрения предложенной технологии экономический эффект за период с 01.07.02 по 31.12.02 составил (в ценах 2002 г.) 600 тыс. руб.
Апробация работы. Материалы диссертационной работы докладывались и обсуждались в научно-исследовательских институтах и на международных, всероссийских и региональных конференциях, в том числе:
на Всероссийской научно-практической конференции «Гидроминеральные ресурсы восточной Сибири», г.Иркутск, 2001г.
на международной научно-технической конференции «Плаксинские чтения», «Экологические проблемы и новые технологии комплексной переработки минерального сырья», г.Чита, 2002 г, Читинский государственный технический университет.
Публикации. По теме диссертационной работы опубликовано 6 научных работ.
Объем и структура работы. Диссертационный материал содержит 132 страницы основного текста, два приложения. Диссертация состоит из введения, 5 глав, выводов и списка литературы.
На защиту выносятся следующие основные положения:
результаты исследований возможности применения процесса ТСС для перечистки гравитационных концентратов отсадки и винтовых сепараторов крупностью -6+3 и -3+1 мм фабрики № 14 Айхальского ГОКа;
функция плотности распределения кристаллов алмазов по крупности;
математическая модель и расчетная методика оценки эффективности обогащения гравитационных концентратов в тяжелых средах с применением кривых Тромпа;
технологическая схема перечистки гравитационных концентратов с применением ТСС с предварительным удалением магнитной фракции.
Технологическая схема обогатительной фабрики
Технология извлечения алмазов, как и других полезных минералов, зависит от характера связи алмазов с минеральными ассоциациями пород и от свойств рудных и вмещающих минералов. Как правило, в коренных месторождениях кристаллы алмазов весьма прочно связаны с природными минералами. Технология извлечения алмазов включает следующие этапы: 1. Дезинтеграцию (дробление) исходного сырья для высвобождения кристаллов алмазов от связи с другими минералами. 2. Первичное обогащение дезинтегрированной смеси с целью получения богатых по содержанию минералов тяжелой фракции концентратов при высоком извлечении в них алмазов. 3. Доводку первичных концентратов и выделение природных кристаллов. 4. Очистку поверхности кристаллов и классификацию их по классам крупности. Алмазосодержащая руда отличается от других полезных ископаемых целым рядом важных особенностей: Прежде всего, крайне низкое содержание алмазов в сырье.
Если руды цветных металлов характеризуются содержаниями от десятых долей процентов до нескольких процентов, золотосодержащие руды от 3-5 до 10 граммов на тонну или (З-ІО)-Ю"4 %, то, как уже отмечалось ранее, одна весовая часть алмазов в рудах приходится в среднем на 20 000 000 частей руды. То есть содержание алмазов в исходной руде составляет около 5-10 %. Переработка столь бедных по основному компоненту руд не имеет других аналогов. Естественно, что обогащение подобных бедных руд требует применения весьма надежных схем и высокопроизводительного оборудования. Большая ценность алмазов требует особой заботы по обеспечению максимально высоких извлечений кристаллов из руды. В то же время, учитывая низкие содержания алмазов в руде, а также почти полное отсутствие других полезных компонентов, извлечение которых могло бы быть попутным, стоимость реализуемой продукции из 1 т сырья не является чрезмерно высокой. Поэтому становится понятным неизбежное стремление создавать не только высокопроизводительные схемы, но схемы, включающие к тому же дешевые процессы первичного обогащения — гравитационные или автоматическую сортировку. Большой диапазон крупности зерен - от микроскопических, в долях миллиметра, до крупных кристаллов, измеряемых сантиметрами. Ни одно из полезных ископаемых, получаемых из руд и песков в результате процессов обогащения, кроме алмазов, не требует условий извлечения его в ненарушенном природном состоянии. Выполнение условий по максимальному извлечению разных по крупности зерен алмазов предопределяет необходимость применения стадиальных схем, с тем, чтобы по мере постепенного высвобождения зерен алмазов при дроблении или дезинтеграции производить их выделение в концентрат.
Необходимость обеспечения максимальной сохранности кристаллов алмазов. Стадиальность процессов обогащения позволяет обеспечить своевременный вывод освободившихся кристаллов из сростков с породой. Но обеспечение сохранности кристаллов должно предусматривать, прежде всего, «щадящие» по отношению к алмазам, способы и режимы дробления, измельчения, дезинтеграции и транспортировки рудных минералов. Измельчение зерен других полезных ископаемых, например зерен золота или касситерита, в худшем случае приводит лишь к некоторому снижению извлечения их при обогащении из-за трудности извлечения механическими способами тонких классов минералов. Применительно к алмазному сырью, разрушение кристаллов опасно не только тем, что при этом образуется часть зерен, не извлекаемых в схеме, но и тем, что стоимость 1 карата крупных зерен и особенно крупных кристаллов во много раз выше, чем стоимость 1 карата мелких зерен алмазов. Малая плотность алмазов (3400-3550 кг/м3), почти равная плотности породных минералов. Очень высокая степень обогащения. Из чрезвычайно бедного сырья необходимо получить чистый, мономинеральный алмазный концентрат.
Отсутствие надежных методов контроля и оценки содержания алмазов в продуктах. Пока еще отсутствуют инструментальные или другие виды анализа продуктов по определению в них содержания алмазов. Оценка качества продуктов и эффективности тех или иных обогатительных операций ведется по содержанию тяжелой фракции или по содержанию специальных, вводимых в процесс, индикаторов. Определение же содержания алмазов в продуктах всегда связано с многократной (т.е. надежной) переработкой отобранных проб по схеме, включающей те же методы, что и применяемые на фабрике, но обеспечивающей полное выделение зерен алмазов. Принципиальная технологическая схема обогатительной фабрики № 14 до внедрения ТСС приведена на рис.2.1 Руда с карьера трубки «Юбилейная», предварительно измельченная взрывным способом, транспортируется на площадку фабрики № 14. Измельчение производится в мельницах самоизмельчения ММС 105x54 производительностью 600 т/ч. после классификации пески на грохотах распределяются по классам крупности -50+20; -20+10; -10+6; -6+0 мм. Первые три класса поступают в накопительные бункера и обогащаются, соответственно, на рентгенолюминесцентных сепараторах (РЛС). Подрешетный материал —6+0 мм после обесшламливания закачивается на грохота с размером отверстий сетки 3 мм. Надрешетный материал, крупностью -6+3 мм, поступает на ленточный конвейер и распределяется по приемным бункерам отсадочных машин МО-318. Подрешетный материал грохочения крупностью -3+0 мм самотеком поступает на обесшламливающую воронку. Пески обесшламливания поступают на винтовые сепараторы СВЗ — 3000. После обогащения на винтовых сепараторах материал распределяется между грохотами ГИСТ-72 с размером отверстий сетки 1,2 мм. Надрешетный продукт поступает на отсадочные машины МО-105. Подрешетный продукт уходит в отвал, концентрат отсадки поступает в цех доводки. Концентрат отсадочной машины МО-318 посупает на перечистную отсадку. Концентрат перечистной отсадки поступает в цех доводки, а хвосты объединяются с хвостами отсадки МО-318, с хвостами РЛС и транспортируются в цех рудоподготовки на доизмельчение.
Определение массы частной пробы алмазосодержащих продуктов и функции плотности распределения кристаллов алмазов по крупности
Общая формула для расчета необходимой по надежности и точности массы пробы для продуктов заданного гранулометрического состава с учетом формулы (3.17) и (3.18) будет иметь вид: Q-di = 6;nn2 ; (3.23) 200 at Для определения массы единичной пробы для различных руд и разного гранулометрического состава используется обобщенная эмпирическая формула[8] g = kdA (3.24) Значения коэффициентов к и А, зависящие от однородности опробуемого материала, содержания в нем полезного компонента, его вида и ценности, приводятся в справочных таблицах [8]. Значение коэффициента к для различных руд варьируется в пределах от 0,06 до 1. Значения коэффициента А лежат в более узких пределах - от 1,8 до 2,25; d - максимальный размер частиц, мм. Для алмазосодержащих руд значения к и А в справочных данных отсутствуют. Однако, если применить формулу (3.23) для расчета массы единичной пробы, то можно представить ее в обобщенном виде
Полученные результаты позволяют рассчитывать коэффициенты к и А обобщенной эмпирической формулы для алмазосодержащих руд, которые могут быть использованы для определения массы единичной пробы в заданном узком классе крупности. При расчете надежной массы пробы по функции Пуассона, определяющей характеристикой надежности и точности является количество кристаллов алмазов в массе пробы. Однако все оценки содержания алмазов, как в продуктах обогащения, так и в исходной руде принято производить по общей массовой концентрации алмазов. При этом возникает весьма трудоемкая задача определения средней массы кристаллов алмазов в заданных границах крупности. В настоящее время эта работа проводится экспериментальным путем. Однако, если по каким-либо причинам необходимо изменить границы крупности, то экспериментальную работу по определению средней массы кристаллов алмазов заданной крупности необходимо проводить заново. В то время как, при известной функции плотности распределения кристаллов по крупности, можно было бы найти средневзвешенный диаметр кристаллов простым расчетом по формуле: Из косвенных методов контроля в отечественной практике обогащения алмазосодержащих руд и песков широкое применение получил метод определения извлечения в концентрат минералов, составляющих тяжелую фракцию плотностью более 3,0 (2,9) г/см3. По этому методу из продуктов обогащения отбираются пробы, при соблюдении условия, что масса каждой частной (точечной) пробы должна удовлетворять требованию [8]: q=0,02d2+0,5d Пробы подвергаются сушке, взвешиванию, при необходимости рассеву и, затем, разделению в тяжелой жидкости (Бромоформ, М-45) на тяжелую и легкую фракции.
Масса пробы для определения содержания минералов тяжелой фракции зависит от крупности материала, содержания в нем тяжелых минералов. Она тем больше, чем крупнее материал и ниже содержание тяжелой фракции. Разделение проб в тяжелой жидкости проводится в стеклянном стакане. Жидкость наливается в стакан, в нее засыпается небольшое количество рудного материала. Смесь тщательно перемешивается и отстаивается до полного расслоения материала по плотности. Между осадком и всплывшей (легкой) фракцией должен быть слой жидкости высотой не менее 50-60 мм, не содержащей рудные зерна. Во избежание засорения легкой фракции зернами тяжелых минералов проводится неоднократное перемешивание, тяжелая фракция при этом не взмучивается. Операции «перемешивание - отстаивание» ведутся до полного выпадения в осадок зерен руды. Время перемешивания тем больше, чем мельче анализируемый материал. По окончанию разделения легкая фракция тщательно вычерпывается ситчатои ложечкой, а тяжелая сливается в ситчатый стакан. После дренажа тяжелой жидкости продукты разделения подвергаются промывке, сушке, взвешиванию. Все работы по разделению в тяжелой жидкости, кроме взвешивания, проводятся в вытяжном шкафу при включенной вытяжной вентиляции [ 8 ]. зарубежной и отечественной практике для оценки технологической эффективности процесса обогащения алмазосодержащих руд и песков в тяжелой суспензии применяются трассеры, изготовленные в виде кубов различного размера и различной (фиксированной!) плотности. Трассеры отличаются по окраске - каждой плотности соответствует свой цвет, что облегчает дальнейшую выборку трассеров.
В зависимости от поставленной задачи принимается один из вариантов оценки обогатимости руды в тяжелосредном гидроциклоне. По первому, позволяющему получить более полную информацию о процессе, комплектуется партия из 600-900 штук трассеров, представленных группами по 90-110 имитаторов одинаковой плотности. Трассеры загружаются в смеситель в циркулирующую по схеме суспензию. Имитаторы, поступающие в гидроциклон, разделяются по плотности. Руда в это время в процесс не подается. Выборка имитаторов осуществляется на отмывочных грохотах. После отмывки утяжелителя они сортируются по плотности, определяется извлечение имитаторов каждой группы. Данные наблюдения заносятся в таблицу. На основании полученных результатов строится кривая распределения - кривая Тромпа. По ней определяется плотность разделения (ро) — плотность узкой фракции обогащаемого материала, которая распределяется поровну в концентрат и хвосты, и среднее вероятное отклонение (Ерм) равное полуразности плотности фракций, извлечение которых в концентрат составляет соответственно 75% и 25% [8] Ерм = 0,5(р75 - P25)- Необходимо иметь ввиду, что качественные параметры гравитационного обогащения - плотность разделения, вероятное отклонение - в отдельности не дают представление об эффективности процесса сепарации, аналогично тому, что не зная выхода концентрата только по показателю извлечения нельзя судить об эффективности процесса концентрации. Только при построении кривой обогатимости по всем фракциям от 2,6 г/см до 4,0 г/см косвенно можно оценить извлечение алмазов, а эффективность тяжелосредной сепарации определить как разность между показателями по извлечению фракций плотностью 3,5 г/см и выходу концентрата, т.е. Э=8з,5 - Y- По второму упрощенному варианту в процесс вводятся только имитаторы алмаза плотностью 3,5 г/см3, их извлечение приравнивается к извлечению алмазов, а эффективность рассчитывается по выше приведенной формуле. Оценка эффективности обогащения с применением трассеров по кривым Тромпа имеет существенный недостаток - необходимость определения количественных параметров - плотности разделения и среднего вероятного отклонения по графику. Это обстоятельство резко снижает информативную ценность определяемых параметров, т.к. вносит элемент субъективизма в их оценку. Для устранения указанного недостатка нами была проведена работа по поиску и разработке математической модели, позволяющей адекватно описывать кривые Тромпа и одновременно позволяющей расчетным путем по экспериментальным данным определять плотность разделения и среднее вероятное отклонение. Эта задача была успешно решена в рамках данной работы. Результаты проделанной в этом направлении работы изложены в главе 4.
Определение некоторых параметров тяжелосредного обогащения
Свойства суспензии зависят от плотности суспензоида и концентрации твердого в гидросмеси. Для ТСС выбран утяжелитель - ферросилиций. При этом выбор плотности рабочей суспензии производят следующим образом: по кривым Тромпа определяют плотность разделения р о. Рабочую суспензию готовят с плотностью (ро-А), где А=200-400 кг/м3. Количество утяжелителя для приготовления необходимого объема суспензии составляет: p-rA-Ofr-iooo) m /?r-1000 J где P - масса утяжелителя, кг; V— заданный объем суспензии, м3; рт— плотность утяжелителя, кг/м ; р с — заданная плотность суспензии, кг/м3. Установки тяжелосредного обогащения для контроля за плотностью рабочей суспензии укомплектованы, как правило, плотномерами с радиоактивными датчиками плотности [10], достоверность показаний которых проверяется весовым методом. Потребное количество воды (W, м3) для приготовления заданного объема суспензии: w = v Рт-Рс рг -1000 Расход суспензии контролируется дифманометрами. Давление на входе в гидроциклон определяется манометром. [10]. 3.3.2 Качество утяжелителя
Параметрами, характеризующими качество утяжелителя, являются: крупность, плотность и, в нашем случае, содержание сильно магнитной фракции. Для определения гранулометрического состава суспензоида производится рассев пробы ферросилиция на ситах 0,2; 0,1; 0,074; 0,043 (0,040) мм. Нижний продукт рассева (-0,043 мм) подвергается седиментационному анализу путем отмучивания в цилиндре высотой 300 мм. При отмучивании необходимо соблюдать следующие правила: - содержание твердого в анализируемой гидросмеси должно быть не менее 1%; - высота слоя осаждения 300 мм; - слив жидкой фазы осуществляется сифоном, исключая взмучивание осадка. Сифон погружается на глубину и фиксируется на расстоянии 40-50 мм выше сформированного осадка. Зависимость размера падающих частиц от времени осаждения в воде и их плотности дана в таблице.3.9 Плотность мелкогранулированного ферросилиция надежно определяется пикнометрическим методом[8]. Содержание в гранулированном ферросилиции сильномагнитной фракции определяется путем магнитной сепарации пробы утяжелителя ручным магнитом[8]. 3.3.3 Определение производительности установки В гидроциклон питание поступает самотеком из камеры смешивания, где происходит объединение гравитационных концентратов и суспензии в соотношении Руда : Суспензия = 1 : 2,5. Проектной схемой установки не предусмотрен весовой контроль поступающего питания.
С целью оперативной оценки ориентировочной производительности установки, стабилизации и равномерного распределения нагрузки по секциям, опытным путем определена зависимость ее от времени прохождения зерна на вибропитателе при фиксированной высоте щели бункера [20]. Производительность модуля с ошибкой 5-10% может быть также экспериментально определена по формуле: б = (5 3600 1,6 0,9)/г, где: Q - производительность, т/ч; S - площадь сита вибропитателя (от загрузочной течки до разгрузки), м ; h - высота слоя зернистого материала на сите питателя, м; 1,6 — насыпная масса 1м зернистой фракции, т/м ; t - время прохождения зерна (имитатора) по лотку вибропитателя, с; 0,9 - коэффициент, учитывающий влажность материала. 3.3.4 Расчет безвозвратных потерь гранулированного ферросилиция Безвозвратные потери утяжелителя суспензии - это потери мелкогранулированного ферросилиция, которые при существующей схеме обогащения выводятся с продуктами обогащения в отвал или, как циркулирующий продукт, направляются на доизмельчение. Величина безвозвратных потерь зависит от полноты отмывки утяжелителя от концентрата и хвостов тяжелосредного гидроциклона, а также от извлечения гранулированного ферросилиция в схеме регенерации разбавленной суспензии.
Для определения безвозвратных потерь утяжелителя с продуктами тяжелосредного гидроциклона от концентрата и хвостов после отмывки (при их разгрузке с отмывочного грохота) отбираются по времени представительные пробы. Минимальная масса точечной пробы определяется крупностью обогащаемого рудного материала и должна отвечать условию отбора проб на ситовой анализ[21]. Совокупность частных проб составляет общую пробу, масса которой определяется исходя из возможного содержания ферросилиция. Сразу же после отбора пробы она подвергается тщательному мокрому рассеву на ситах 1(2) и 0,2(0,5) мм. Продукт крупнее 0,5 мм после сушки взвешивается и возвращается в процесс. Нижний продукт подвергается магнитному анализу на магнитном анализаторе, а при его отсутствии извлечение ферросилиция осуществляется ручным магнитом. Процесс магнитной сепарации многооперационный. Немагнитная фракция основной операции подвергается контрольной сепарации (1-3 контрольных операции) до полного выделения ферромагнитных зерен. Магнитные фракции объединяются и подвергаются перечистке (5-8 раз) до полной очистки от мелких рудных шламов. После перечистки магнитный продукт сушится при слабом нагреве и взвешивается. При наличии содержания магнетита в исходном питании, в магнитном продукте под бинокуляром определяется содержание магнетита.
Зная массу отобранной пробы, массу магнитной фракции и содержания в ней ферросилиция, определяют безвозвратные потери [20] 10«о, В г\ где: qx - удельные безвозвратные потери ферросилиция, г/т; qi - масса магнитной фракции в пробе, г; Р - содержание гранулированного ферросилиция в магнитной фракции, %; Pi - масса пробы, кг. Потери утяжелителя при регенерации разбавленной суспензии зависят от полноты извлечения ферросилиция при магнитной сепарации. Принципиальная схема регенерации дана на рис.2.2. Определение безвозвратных потерь гранулированного ферросилиция в схеме регенерации сводится к определению выхода немагнитной фракции, содержания в них ферросилиция. Проба отбирается глухим пробоотбирателем по времени для определения выхода рудного материала и воды. Обработка пробы проводится по выше описанной схеме. Удельные безвозвратные потери утяжелителя определяются по формуле[20] _ 36 К д2 р Чм= t.Q где:ям удельные безвозвратные потери ферросилиция, г/т; К - коэффициент пробоотбора зависящий от места и способа пробоотбора, отн.ед.; с\2 - масса магнитной фракции в пробе, г/т; Р — содержание гранулированного ферросилиция в магнитной фракции, %; t - время отбора пробы; Q — производительность тяжелосредной установки по руде, т/ч. Общие удельные безвозвратные потери гранулированного ферросилиция (Qo) при обогащении в тяжелосредном гидроциклоне будут равны сумме потерь утяжелителя, полученных вследствие отмывки его от продуктов обогащения и недоизвлечения при магнитной сепарации:
Изучение возможности вывода магнитной фракций из питания ТСУ
С целью снижения содержания магнитных минералов в циркуляции фабрики, улучшения условий работы ТСС и доводочных аппаратов на участке обогащения установлены два электромагнитных сепаратора типа ЭБМ-90/60, принцип работы которых основан на выделении из потока пульпы сильномагнитных частиц с помощью магнитного поля, создаваемого электромагнитной системой, помещенной во вращающемся барабане. Регулируемые параметры сепаратора - положение магнитной системы и сила тока(А)[54-56]. На сепараторы заведены концентраты перечистных отсадочных машин МО-105 крупностью -3+1,2мм, содержащие до 38% материала, обладающего повышенной магнитной восприимчивостью, а общее содержание магнитной фракции, выделенное при разной напряженности магнитного поля 46,7-73,8%. Магнитная фракция сепараторов - отвальный продукт, немагнитная - питание узла тяжелосредной сепарации. При проведении испытаний ЭБМ-90/60 угол наклона магнитной системы изменялся от 0 до 30, сила тока регулировалась от 5 до 24А.
Анализ магнитных свойств продуктов сепарации проводился на электромагнитном роликовом сепараторе ЭВС-10/5 при напряженности магнитного поля от 175 до 950 кА/м, при силе тока - 0,5; 2,5; 5; 9 А. Оптимальные технологические показатели получены при следующих рабочих параметрах сепаратора: - угол наклона магнитной системы - 20; - сила тока в электромагнитной системе — 10-20А; - производительность одного сепаратора — до 15,От/ч При указанных параметрах выход магнитной фракции с каждого сепаратора составил 12,5%-28,0% (0,6-2,2т/ч), извлечение минералов с высокой магнитной восприимчивостью - 60,1-94,9% (табл.5.7). Данный продукт на 97-98% представлен сростками кимберлита с высоким содержанием магнетита, оставшаяся часть продукта обладает слабыми магнитными свойствами, механического заноса немагнитных минералов или алмазов в магнитный продукт не наблюдалось. В целом в отвал выводится от 2,0 до 5,0 т/ч магнитной фракции (табл.5.8). При вводе в эксплуатацию сепараторов ЭБМ-90/60 содержание сильномагнитных минералов крупностью -3+1,2мм в питании ТСС снизилось до 8,6-16,4%, а в концентратах тяжелосредной установки, направляемых на доводочные рентгенолюминесцентные сепараторы с 32,8-70,3% до 28,7-46,9%. Вывод из технологической схемы наиболее труднообогатимой тяжелой магнитной фракции повышает эффективность тяжелосредного обогащения, особенно класса -6+3,4мм, а также доводочных операций. 5.3 Разработка технологической схемы с применением магнитной сепарации и ТСС
При комплексном опробовании схемы фабрики производительность ТСУ составила 84,1 т/ч, причем 75,6% материала поступало со схемы обогащения класса -6+3 мм, чуть больше одного процента из цеха доводки, остальная часть (24,0%) - концентраты перечистных отсадочных машин крупностью -3+1,2 мм после магнитной сепарации на ЭБМ 90/60. Полученные данные согласуются с результатами ранее выполненных опробований, как по ситовой характеристике питания, так и по содержанию минералов тяжелой фракции. Содержание минералов тяжелой фракции крупностью -6+3 мм в исходном питании составило 15,9%, в классе -3+1 мм - 41,5%. Извлечение тяжелой фракции по всем классам крупности высокое - от 94,1% до 95,6%. Выход суммарного концентрата - 25,9% или 21,8 т/ч. На доводочные рентгенолюминесцентные сепараторы направлялись концентраты с содержанием тяжелой фракции 88,9%-99,2%. Содержание минералов тяжелой фракции в хвостах крупностью —6+3,5 мм, направляемых в циркуляцию, от 0,2% до 2,7%, в отвальных хвостах крупностью -3,5+1 мм - 3,5%. Исходная нагрузка между секциями распределялась неравномерно: на модуль "А" поступало 26,0 т/ч, на модуль "В" - 58,1 т/ч. Плотность готовой среды на модуле "А", определенная ручным контролем, составляла 2,38 г/см3, на "В" - 2,44 г/см3, входное давление на гидроциклонах поддерживалось на уровне 130 кПа и 150 кПа соответственно. Выход концентрата на секции "А" выше чем на секции "В" на 3,1 %, что обусловлено более низкой плотностью рабочей среды. Из-за неритмичной работы узла питания (кратковременные остановки вибропитателя) извлечение в концентрат тяжелой фракции крупностью —6+1 мм на этом модуле также несколько ниже ("А" - 92,2%, "В" - 95,9%). Минералогический анализ проб, отобранных от продуктов ТСУ, показал, что во всех продуктах присутствуют минералы с высокой магнитной восприимчивостью (табл.5.9). Содержание сильномагнитной фракции в концентрате колеблется от 23,0% до 47,4% в зависимости от крупности. Максимальное содержание магнитной фракции определено в классе -6+3 мм, главным составляющим которой является магнетит и его сростки с кимберлитом.
Немагнитная фракция представлена кимберлитом (21,1%), пиритом (19,7%) и в меньшей степени карбонатными породами (10,5%). В классах крупностью менее 3 мм основная масса немагнитной фракции состоит из пикроильменита и пирита - 38,9% и 33,3% соответственно. Из минералов присутствуют пироп и оливин. В хвостах крупностью -6+1 мм содержание магнитной фракции - 10,1%о - это кимберлит с высоким содержанием магнетита. Немагнитная фракция хвостов -кимберлит (65,8%) и карбонатные породы (24,1%). Результаты минералогического анализа свидетельствуют о наличии значительного количества минералов с высокой магнитной восприимчивостью в продуктах узла сепарации. С целью оценки обогатимости концентратов первичного обогащения в процессе тяжелосредной сепарации был выполнен фракционный анализ питания ТСУ по классам крупности -6+3 мм и -3+1 мм (табл. 5.10). В материале крупностью -6+3 мм легкая фракция плотностью менее 2,8 г/см3 составляет 76,1%. Она в основном состоит из ксенолитов осадочных пород, обломков кимберлита и карбонатных пород. В классе -3+1 мм содержание этой фракции составляет 54,3%, которая на 63,2%-70,7% представлена обломками кимберлита. Количество промежуточных фракций (3,0 - 3,4 г/см ), как в крупном, так и в мелком классах, невелико и колеблется в пределах 2,1-4,2% ( в классе -6+3 мм) и 1,2-3,6% (в классе -3+1 мм).
Основная составляющая этих фракций - кимберлит, пропитанный магнетитом. Содержание продуктивной фракции плотностью 3,4-3,6 г/см3 в обоих классах крупности самое низкое и составляет 0,7-0,8%, она представлена кимберлитом (41,3% - 50,6%), магнетитом и его сростками (26,0% -34,5%), в классе -3+1 мм значительное содержание пиропа- 12,8%. Несмотря на предварительное магнитное обогащение материала крупностью -3+1 мм, основную часть этого класса составляет фракция плотностью более 3,8 г/см3 (32,8%). Она на 19,9% состоит из чистого магнетита, 43,9% - пирита, 32,0% - пикроильменита. В материале крупностью -6+3 мм выход этой фракции 9,9%, она представлена магнетитом (23,5%), пиритом (62,9%), остальная часть — сростки магнетита с пиритом и карбонатами. По фракционному анализу питания тяжелосредной установки и извлечению трассеров в концентрат (кривая Тромпа) выполнен расчет выхода концентрата тяжелосредного гидроциклона, как произведение двух этих величин (табл. 5.10 ), извлечение трассеров в концентрат определялось на модуле "В" при плотности рабочей суспензии — 2,5 г/см . Например, содержание фракции плотностью более 3,8 г/см в исходном питании в классе -6+1 мм — 19,7%, извлечение трассеров этой плотности 100%, тогда выход этой фракции в концентрат будет: 19,7-100 1Q70/ y= =19,7% 100 Аналогично определяется выход других фракций. Их сумма составляет выход концентрата тяжелосредного гидроциклона. Суммарный выход концентрата по расчету составил — 29,4%, что соответствует результатам опробований.
Похожие диссертации на Разработка технологии обогащения гравитационных алмазосодержащих концентратов в тяжелых средах
