Содержание к диссертации
Введение
1. Современное состояние теории и практики разработки нового поколения флотационных машин большой единичной производительности и усовершенствование существующих конструкций 8
2. Изучение условий закономерностей минерализации пузырьков и требования к флотомашинам для частиц различной крупности 22
2.1. Методика проведения опытов 22
2.2. Влияние на флотацию крупности пузырьков и интенсивности перемешивания 27
2.3. Влияние высоты камеры на флотацию 33
3. Принципы конструирования и совершенствования большеобъемных флотационных машин 43
3.1. Гидродинамические особенности флотационных машин с большим объемом камер 43
3.2. Теоретические основы организации модельного перехода 46
4. Исследование, разработка и промышленные испытания центробежных аэраторов 55
4.1. Исследования аэраторов центробежного типа (обзор) 55
4.2. Описание стенда исследований 67
4.2.1. Исследование аэратора типа усеченного конуса с отверстиями в нижнем основании 68
4.2.2. Разработка и исследование флотационной машины с аэратором типа усеченного конуса 75
5. Исследования, разработка и внедрение новой флотационной техники и технологии на учалинской обогатительной фабрике 81
5.1. Характеристика руд 81
5.2. Краткие сведения о фабрике 86
5.3. Совершенствование технологии обогащения медно-цинковых руд на обогатительной фабрике учалинского горно-обогатительного комбината 95
5.3.1. Разработка технологической схемы обогащения медно-цинковых руд Учалинского месторождения 95
5.3.2. Разработка технологической схемы обогащения медно-цинковых руд Узелъгинского месторождения 98
5.4. Особенности проведения реконструкции обогатительной фабрики оао «учалинский гок» 100
5.4.1. Реконструкция флотационного отделения 102
5.4.2. Замена флотационного и насосного парка на первой секции. 102
5.4.3. Замена флотационного и насосного парка на объединенной второй секции 103
5.4.4. Реконструкция нагнетательной станции 106
5.4.5. Автоматизация 106
5.4.6. Реконструкция фильтровально-сушильного отделения 107
Общие выводы 109
- Влияние на флотацию крупности пузырьков и интенсивности перемешивания
- Теоретические основы организации модельного перехода
- Описание стенда исследований
- Совершенствование технологии обогащения медно-цинковых руд на обогатительной фабрике учалинского горно-обогатительного комбината
Введение к работе
Флотация занимает ведущее место среди процессов, применяемых в настоящее время для обогащения полезных ископаемых. В мире ежегодно флотируют миллиарды тонн горной массы, минералогический состав которой от года к году становится все более сложным. Наблюдаемое в связи с этим снижение обогатимости полезных ископаемых приводит к необходимости дальнейшего наращивания мощности флотационных отделений обогатительных фабрик, которые уже теперь нередко достигают колоссальной производительности до 100 тыс. т в сутки. Опыт создания таких предприятий опроверг тенденцию увеличения производительности, флотации путем набора числа секций, укомплектованных машинами классического образца (с малым объемом камеры). Было признано, что для решения этой задачи необходим принципиально новый подход, основанный на более интенсивном ведении процесса и использовании оборудования высокой единичной производительности [1, 2]. Осуществление флотации в машинах с объемом камер 14, 28, 36 и даже 56 м3, усилило сомнения в надежности многих из ранее сложившихся представлений о технологии явлений, протекающих в камере машины при флотации.
Оказалось, в частности, что расход энергии на флотацию может быть ниже на 30-40%, чем предполагалось ранее, и что переход к камерам большой емкости не только не снижает технологических результатов флотации, чего следовало опасаться, а, наоборот, в ряде случаев способствует их повышению. При этом оказались далекими от совершенства многие установившиеся ранее конструктивные решения импеллерно-статорного блока, геометрические пропорции машины и гидродинамические режимы перемешивания.
Анализ опыта применения новых машин с большим объемом камер показывает, что достигнутый технологический эффект получен без принципиального изменения реагентных режимов, в основном в результате оптимизации гидродинамики, приближении ее к действительным требованиям флотации.
Потребовалось почти 35-летнее отставание практики флотационного машиностроения от прогресса технологии, чтобы осуществить переход к машинам сегодняшнего дня. Однако достигнутые результаты не дают основания для излишнего оптимизма, так как последствия осуществленных изменений мало что прибавили в знания реальных основ технологии процесса. Машины большой производительности скорее плод инженерно-конструкторских исканий, чем результат научных исследований. Однако появление их имеет особое значение, так как они подтвердили существование реальной возможности организации флотационного процесса на новых принципах, способствовали активизации научных работ в области гидродинамики флотационных машин.
Они показали, что исследования по изучению механизма флотации, особенно с точки зрения понимания роли машины в технологии процесса, требуют своего дальнейшего развития и углубления. Это необходимо, прежде всего, для разработки методов определения эффективности флотационных машин, создания надежных методов ее регулирования и полной автоматизации, а также для разработки принципов моделирования флотомашин и организации модельного перехода от пилотных установок к промышленным, только с таких позиций можно подойти к разработке новых конструкций машин, гарантировать их быстрое промышленное освоение и обеспечить воспроизведение проектных показателей в промышленность.
Можно предположить, что одной из причин отставания теории действия флотационных машин явился обособленный подход к исследованию проблем физико-химии процесса флотации и гидродинамики машин.
Обычно при изучении физико-химических аспектов механизма флотации редко анализируется гидродинамическая ситуация, в которой они проявляются. Принимается, что явления закрепления реагента, поверхностные изменения, условия формирования воздушно-минеральных комплексов и т.п. не зависят от движения среды, т.е. они рассматриваются в стационарных условиях, охватывающих изменения, происходящие уже на поверхности минералов и границах раздела фаз. Состояние потока вещества к поверхности, влияние
движения среды на протекание реакции, как правило, не учитываются. Таким образом, влияние гидродинамических факторов исключается.
Исследования, посвященные изучению вопросов гидродинамики, наоборот, чаще ограничиваются рассмотрением элементов теории действия машин, включая вопросы аэрации, зависимости расхода воздуха и др. от конструкции машины, числа оборотов импеллера, затрат мощности на его вращение. Они не увязывают эти процессы с механизмом элементарного акта флотации.
Вследствие этого возникают определенные трудности при расшифровке различных факторов флотации. Разрабатываемая технология оказывается независящей от конструкции машины, а сама конструкция создается без конкретной физико-химической направленности, определяющей флотацию.
В значительной мере этому способствуют сложившиеся к настоящему времени методы и средства изучения флотации, построенные на исследовании явлений далеких от условий реального процесса. Настоящее исследование ставит целью на базе синтеза достижений в области изучения физико-химических факторов флотации, с одной стороны, и гидродинамики флотационных машин, с другой, разработать элементы теории флотационных машин, учитывающие влияние движения перемешиваемой среды на отдельные физико-химические превращения и основные параметры, определяющие процесс флотации. Оно может явиться первым опытом использования положений физико-химической гидродинамики для решения некоторых проблем флотации.
При выполнении основных моментов работы были использованы результаты основополагающих в области технологии флотации и теории действия флотационных машин исследований П.А. Ребиндера, И.Н. Плаксина, СИ. Митрофанова, В.А Малиновского, О.С. Богданова, В.А. Рундквиста, С.Д. Медведева, Н.Д. Бедраня и особенно оригинальные идеи и разработки последних лет В.И. Классена, Н.Н. Виноградова, Н.Ф. Мещерякова, СИ. Черных, Н.А. Арбайтера, Х.Шуберта и др. [3, 4, 5, 6, 7].
При постановке исследования использован опыт современной теории научного эксперимента, включающий факторное планирование и обработку ре-
зультатов. Разработан ряд методов изучения состояния флотационной системы в условиях реального процесса, а так же способов инструментальных измерений, определяющих параметров.
Такой подход позволил не только повысить качество и надежность экспериментов, но и сделал возможным непосредственное изучение зависимости, определяющих факторов флотации от конструктивных и технологических параметров машины, а также исследовать некоторые новые закономерности, имеющие прямое практическое значение.
На основании выполненных исследований предложена новая классификация флотационных машин по характеру потоков, возбуждаемых во флотационной камере перемешивающим устройством. Сформулированы принципы моделирования, которые позволяют обеспечить условия эффективного воспроизводства процесса при переходе от модельных аппаратов к машинам промышленных размеров. Созданы методы исследования и разработки новых аппаратов с увеличением их масштаба рентабельной технологии обогащения медно-цинковых руд Учалинского месторождения.
В диссертации защищаются:
результаты теоретического и экспериментального обоснования по изучению закономерностей минерализации пузырьков и требования к флотационным аппаратам для флотации частиц различной крупности, высоты камеры, крупности пузырьков и интенсивности перемешивания;
результаты разработки рентабельной флотационной технологии обогащения медно-цинковых руд Учалинского месторождения с учетом применения нового поколения флотационных пневмомеханических машин с аэрирующим устройством типа усеченного конуса, обеспечивающего гранулометрический состав пузырьков для частиц различных крупностей;
принцип конструирования нового поколения флотационных машин с камерами большого объема;
результаты внедрения высокопроизводительных флотомашин.
Влияние на флотацию крупности пузырьков и интенсивности перемешивания
На рис. 2.3 показаны результаты опытов флотации частиц -fсфалерита и пирита при Н = 600 мм, а на рис. 2.4 — барита при Н = 300 мм пузырьками различного размера в отсутствие перемешивания. За исключением опытов с тонкими частицами барита все остальные опыты показывают, что с уменьшением крупности пузырьков и с увеличением размеров частиц в испытанных пределах удельная скорость флотации К увеличивается, однако необходимо подчеркнуть, что при флотации крупных частиц размер пузырьков должен быть таким, чтобы подъемная сила обеспечивала подъем минерализованного пузырька на поверхность камеры. Из сравнительного анализа рис. 2.3 и 2.4 следует, что если при флотации тонких частиц сульфидов при уменьшении размера пузырьков с 2 до 0,2 мм значение К непрерывно увеличивается, изменяясь в 30-50 раз, то при флота-ции тонких классов барита имеет максимум в диапазоне крупности пузырь-ков 0,3-0,5 мм. Такое различие в поведении тонких частиц барита и сульфидов можно объяснить тем, что в опытах с баритом применялся олеат натрия, являющийся ионогенным поверхностно-активным веществом, которое адсорбируется на поверхности пузырьков. Так как частицы барита в щелочной среде заряжены отрицательно, то возникает электростатическое взаимодействие между частицей барита и отрицательно заряженной поверхностью пузырька [34]. Такое явление могло привести к снижению К с уменьшением размера пузырьков.
Для изучения возможности выхода в концентрат относительно мелких пузырьков, минеральная нагрузка которых превышает их подъемную силу, с помощью пузырьков большего размера [35] были поставлены опыты по флотации частиц сфалерита -0,21 + 0,15 мм пузырьками 0,5 и 1,2 мм, применяемыми как совместно (70% расхода газа на долю пузырьков 1,2 мм), так и раздельно (табл. 2.1). Флотацию тонких частиц (- 0,01 + 0,005 мм) мелкими пузырьками улучшает увеличение интенсивности перемешивания до определенного предела. Так, при флотации барита пузырьками 0,2 мм максимум флотируемости наблюдается при частоте вращения мешалки 600 мин"1, а при использовании пузырьков 0,3мм-300 мин"1. При флотации тонких частиц сфалерита максимум флотируемости наблюдается между 350 и 700 мин"1. Заметное снижение К при флотации тонких частиц пузырьками всех размеров происходит при частоте вращения 900-1050 мин 1. Экстремальная зависимость К от частоты вращения мешалки при флотации тонких частиц мелкими пузырьками объясняется, по-видимому, увеличением вероятности столкновения и вероятности закрепления частиц на пузырьках в определенном диапазоне увеличения интенсивности перемешивания, пока рост отрывающих усилий не приведет к снижению К. Повышение вероятности закрепления тонких частиц может быть достигнуто благодаря увеличению за счет перемешивания кинетической энергии движения частиц относительно пузырьков, способствующему преодолению энергетического барьера при прорыве жидкой пленки между пузырьком и частицей.
Интенсивность перемешивания можно характеризовать величиной диссипации энергии , которая представляет собой мощность, рассеиваемую в единице массы жидкости. Диссипация Є используется при расчетах мощности перемешивающих устройств в химической технологии [36]. В наших опытах измерения рассеиваемой мощности при частоте вращения 1350 мин"1 показали, что на каждую пару лопастей мешалки затрачивается мощность N, равная 5-Ю 3 Вт. Это значение хорошо согласуется с формулой [36] N = cpP/ n3D5s где Ср - параметр мощности, зависящий от критерия Рейнольдса Re4. зі Re = M Здесь Pf - плотность пульпы; п - частота вращения мешалки; Ds - диаметр импеллера; JU - динамический коэффициент вязкости. Для наших опытов при п = 1350 мин"1 Re4 = 3240, экспериментальное значение ср =1,76, а по данным [36] величина ср составляет 1,75. Использование зависимости ср = ср(Влц) из [36] позволяет рассчитать N для любых значений п , что удобно, так как непосредственные измерения мощности при п 1350 мин"1 были затруднены. Деминерализация пузырьков происходит в основном в зоне импеллера, так как именно здесь пульсационные скорости движения частиц и силы, отрывающие частицу от пузырька, достигают максимальных значений. Иными словами, деминерализация, пузырьков определяется достаточно высокими локальными значениями диссипации энергии є,, вблизи к импеллеру. Мощность, рассеиваемая мешалкой, позволяет определить значение диссипации энергии "є , представляющее собой среднее значение для всей зоны перемешивания. Локальные же значения є могут существенно отличаться от є". По данным работы [37] в агитационных чанах среднее значение диссипации энергии вне зоны импеллера составляет 25% от "є . Если принять для наших условий, что є вне зоны импеллера составляет 0,25 "є и объем этой зоны 75%. то зона импеллера характеризуется средней диссипацией Є/, равной 3,25 є" Рассчитанные на основании такого предположения значения е для зоны импеллера даны в табл. 2.2.
Теоретические основы организации модельного перехода
Конструирование большой машины нельзя осуществить, минуя стадию „ изготовления и исследования модельного образца. Созданию большой маши- ны предшествуют испытания малой стендовой модели, дающие данные для проектирования. Основной целью испытаний является поиск количественного способа рациональной связи технологических и конструктивных параметров, позволяющий при соблюдении геометрического подобия модели и промышленного образца максимально воспроизвести результаты лабораторных опытов на установке большого масштаба. # Данные настоящего исследования позволяют осуществить модельный переход путем использования представлений о безразмерных критериях по верхности раздела фаз и расхода мощности. При организации эксперимента » на модели наибольшую сложность представляет выбор диапазона изменений # определяющих величин (соотношения размеров камеры и импеллером, ре жим его вращения и т.д.). Нет каких-то особых ограничений для выбора размера модельного об- » разца, хотя очень малые модели увеличивают погрешность эксперимента из- за проявления в технологии камерного процесса пристенного эффекта. После того как принято решение о форме камеры и конструкции импеллера устанавливается диапазон изменения отношения их размеров В/Д. При этом можно руководствоваться данными рис. 3.1 и табл. 3.1. Для машин с лопастными импеллерами и квадратным сечением камеры рекомендуется В/Д = 2,05-3,00.
Максимальные значения величин принимаются исходя из величины подачи импеллера, чем она выше, тем большее отношение В/Д допускается для машины. Так, например, для машин Вемко № 144, импеллер которых отличается большой производительностью, В/Д принято равным 4,3. На выбор диапазона исследуемых значений отношение размера камеры к импеллеру может влиять форма камеры, цилиндрическая камера допускает еще большее увеличение, этой величины [45,46]. Глубина камеры не существенно влияет на показатели работы машины. Наиболее рациональной признается кубическая форма объема, т.е. Н = В. Увеличение глубины приводит к некоторому увеличению расхода мощности на перемешивание и усложнению конструкции привода [47]. Уровень установки импеллера над дном камеры машины зависит от его подачи и направления движения всасываемого потока. Импеллеры с ограниченной нижней циркуляцией типа «Механобр», Денвер (см. например, рис. 3.2) не могут устанавливаться высоко h/D = 0,2. Импеллеры с высокой подачей допускают значение h/D = 0,5 и даже выше, если в конструкции машины предусмотрены специальные решения, как, например, в машине Вемко № 144, у которой h = D.
Предварительный выбор частоты вращения импеллера может быть осуществлен на основании аналогии с известными типами машин, опробованными на практике. Для окончательного решения пользуются представлением об определяющей частоте вращения щ, которая необходима для того, чтобы твердая фаза в машине находилась во взвешенном состоянии [46]. Она щ определяется из соотношения полученного методом анализа размерностей "0=С p0,5D„0,5 (3.1) где: Ар — разность плотностей среды и флотируемого материала; d — максимальный размер частиц в пульпе; р — плотность среды. По аналогии с перемешиванием суспензий турбинными мешалками, согласующая постоянная принимается равной 12,7. Значение показателя степени х зависит от конструкции импеллера. Оно может меняться от 1 для лопастных импеллеров, до 0,5 - для пальцевых. Полученные по этой формуле значения определяющей частоты отличаются от принятых в практике флотации на машинах Механобр, Аджитейер, Вемко и Денвер в сторону завышения на 10-20%. Расчет расхода мощности на перемешивание и аэрацию производится по известному выражению [36, 48]. Величина К„ зависит от формы импеллера. Для импеллеров, у которых диаметр превышает толщину в 2-2,5 раза К„ = 1,5-3,0, а для конструкций импеллеров, имеющих диаметр соизмеримый с высотой, например, Вемко № 120 и № 140, или даже больше, Вемко № 164, значение Кп = 5-7 и более. При необходимости более полного учета факторов влияющих на расход мощности и, в частности, присутствия принудительно вводимого воздуха используют выражение вида N = 9,%\Cpn3D5Re"K a ґяУґяЛ в котором величина постоянных и значения показателей при переменных п,т,р,1 в зависимости от типа импеллера принимаются в соответствии с рекомендациями [2, 5]. Значение всех приведенных расчетных величин позволяет осуществить оптимизацию исследуемой модели машины по одному из известных методов планирования эксперимента.
Следует помнить, что значения величин, согласующих постоянных и показателей степеней при определяющих показателях для одного типа импеллера в исследованных пределах остаются постоянными. Дальнейшая задача сводится к перенесению оптимизированных данных модельной конструкции на промышленную машину. Переход осуществляется на основании положения, что определенному режиму работы машины соответствует определенная картина перемешивания и аэрации, характеризуемая равным интегральным значением величины поверхности раздела жидкость - газ S. В геометрически подобных системах движения потоков подобны. Результатом будет равенство значений величины S для модельной и промышленной машины. Для расчета используется значение безразмерного критерия оценки величины поверхности фаз, определенное на основании" анализа размерности (49). При этом в связи с геометрическим подобием промышленного образца модельному уравнение примет вид, не включающий геометрических критериев. SD K R KfFr (3.2) Отношение этого типа может рассматриваться как смешанная корреляция. Учитывая, что машины снабжены устройствами для предотвращения закручивания, как было указано выше [36], критерий Fr может быть исключен из рассмотрения.
Описание стенда исследований
На рис. 4.9 дана схема установки для гидравлических испытаний флотационных машин при работе на воде. Вода из бака 1 насосом 2 по трубопроводу 3 перекачивается в загрузочный карман 7. Для измерения расхода воды в трубопровод вмонтирована нормальная диаграмма 4, перепад давлений на который фиксируется дифференциальным манометром 5. Для уменьшения скорости выхода воды в загрузочный карман конец трубопровода снабжен раструбом 6. Уровень пульпы в кармане регулируется задвижкой 11. Из загрузочного кармана 7 по питательному патрубку 8 вода поступает на колесо 9 и выбрасывается им в камеру. Из камеры через сливной порог 10, опусканием и подъемом которого регулируется уровень воды в камере, вода переливается в бак 1. Воздух вентилятором наддува 12 подается в аэратор через измеритель расхода 13. Мощность определяется с помощью мотор-весов 15. Уровни в камере измеряются водомерными трубками 14.
Установка для гидравлических испытаний флотационных машин на пульпе отличается от описанной выше тем, что в бак 1 поставлена мешалка для поддерживания твердых частиц во взвешенном состоянии, диафрагма 4 заменена трубой Вентури с гидравлическим измерением расхода пульпы, и уровни пульпы в машине измеряются непосредственно через прозрачную стенку или контактным прибором. 4.2.1. Исследование аэратора типа усеченного конуса с отверстиями в нижнем основании Разработанный аэратор (рис. 4.10) решает задачу обеспечения качества диспергирования воздуха при больших расходах за счет стабилизации про- цесса диспергации путем равномерности распределения воздуха по кониче- ской поверхности аэратора [56, 57, 58]. Это достигается тем, что в аэраторе, включающем полный вал с патруб- « ком для подачи воздуха и установленный на валу полный усеченный конус с отверстиями в нижнем основании с выступами и щелями, расположенными равномерно по боковой поверхности конуса у его нижнего основания за вы ступами, при высоте щелей не менее 1/3 длины выступов, щели расположены по образующим усеченного конуса и выполнены высотой не менее 1/6 высо ты конуса, при этом суммарная площадь щелей составляет не менее 30% t площади сечения выходного отверстия патрубка для подачи воздуха. Усеченный конус у нижнего основания выполнен с цилиндрической обечайкой. Выступы, за которыми расположены щели, выполнены с разновеликими пазами, расположенными выше щелей, при этом на соседних выступах пазы расположены по высоте в шахматном порядке. Щель выполнена трапецеидальной формы, при этом меньшее ее основание расположено сверху. В нижней части щели установлена пластина для направления потока воздуха.
Щель выполнена непосредственно за выступом, без зазора, и расположе- на против направления вращения конуса. Новым в разработанном аэраторе является то, что щели расположены по образующим усеченного конуса и выполнены высотой не менее 1/6 высоты конуса, при этом суммарная площадь щелей составляет не менее 30% площади сечения выходного патрубка для подачи воздуха. Новым также является то, что усеченный конус у нижнего основания выполнен с цилиндрической обечайкой. Кроме того, выступы, за которыми расположены щели, выполнены с разновеликими пазами, расположенными выше щелей, при этом на соседних выступах пазы по высоте расположены в шахматном порядке. Аэратор включает полый вал с патрубками для подачи воздуха и установленный на валу полый усеченный конус с отверстием в нижнем основании и выступами и щелями, расположенными равномерно на боковой поверхности конуса у его нижнего основания за выступами, при этом высота щелей составляет не более 1/3 длины выступов.
Щели аэратора расположены по образующим усеченного конуса и выполнены высотой не менее 1/6 высоты конуса. Суммарная площадь щелей составляет не менее 30% площади сечения выходного отверстия патрубка для подачи воздуха. Усеченный конус у нижнего основания выполнен с цилиндрической обечайкой. Выступы, за которыми расположены щели, выполнены с разновеликими пазами, расположенными выше щелей. На соседних выступах пазы расположены по высоте в шахматном порядке. Щель может быть выполнена трапецеидальной формы, при этом меньшее ее основание расположено сверху. В нижней части щели может быть установлена пластина для направления потока воздуха. Щель может быть расположена непосредственно за выступами, без зазора, против направления вращения полого конуса. Технический результат - равномерность распределения воздуха по конической поверхности аэратора. Новым также является то, что щель может быть выполнена трапецеидальной формы. Щель может быть выполнена закрытой снизу. Кроме того, щель может быть выполнена непосредственно за выступами, без зазора, против направления вращения полого конуса. Расположение щелей по образующим усеченного конуса, выполнение щелей высотой не менее 1/6 высоты конуса, с суммарной площадью щелей не менее 30% площади сечения выходного отверстия патрубка для подачи воздуха, все это приводит к максимальному снижению сопротивления выходящему из щелей воздуха, что улучшает равномерность его распределения по конической поверхности усеченного конуса, что в свою очередь улучшает качество диспергированного воздуха и повышает эффективность флотации. При выполнении щелей высотой менее 1/6 высоты конуса увеличится сопротивление выходящему из щелей воздуху, что приведет к ухудшению условий его распределения по конической поверхности. При этом если высота щелей будет больше 1/3 длины выступов, то основная часть воздуха будет выходить из верхней части щели, что нарушит условия диспергации воздуха на поверхности усеченного конуса. Таким образом, размер щелей выбран нами для обеспечения равномерного распределения выходящего воздуха по всей длине щели с минимальным сопротивлением, что позволяет обеспечить качественное диспергирование воздуха. Выполнение цилиндрической обечайки у нижнего основания усеченного конуса практически исключает выбросы (пробулькивание) воздуха из нижнего основания усеченного конуса за счет дополнительного сопротивления, создаваемого поверхностью утолщения движению воздуха, выходящего из нижнего основания, что обеспечивает выход воздуха через щели практически при любом его расходе.
Наличие пазов в выступах, за которыми расположены щели, выполненных разновеликими и расположенных выше щелей и в шахматном порядке на соседних выступах, создает условие для диспрегирования воздуха по мере подъема по боковой поверхности усеченного конуса встречным потоком пульпы, проходящим сквозь указанные пазы. Выполнение щелей трапецеидальной формы и расположение их таким образом, что меньшее основание расположено сверху, позволяет предотвратить срыв потока воздуха, поскольку воздух стремится выйти в зоне меньшего сопротивления, что способствует равномерному распределению воздуха по конической поверхности, улучшая качество диспергированного воздуха. Выполнение щелей закрытыми снизу пластиной позволяет также улучшить качество диспергированного воздуха, а, следовательно, и стабилизировать процесс флотации. При этом пластина 11, закрывающая щель снизу, служит направляющей для потока воздуха. Выполнение щелей непосредственно за выступами без зазора, против направления вращения полого конуса обеспечивает улучшение распределения воздуха по конической поверхности усеченного конуса, обусловленного тем, что воздух, выходящий из щели, попадает в зону разрежения, образующуюся при вращении аэратора за выступом, как раз в области расположения щели. Таким образом, снижается сопротивление выходящему из щели воздуху. Сущность разработки поясняется рис. 4.10-4.13, где на рис. 4.10 представлен эскиз разработанного аэратора; на рис. 4.11- вариант выполнения аэратора с пазами на выступах; на рис. 4.12 - вариант выполнения щели трапецеидальной формы; выполнение щели закрытой снизу пластиной 11; на рис. 4.13 - выполнение щели непосредственно за выступом. Аэратор содержит полый вал 1, связанный с устройством для подвода 4 воздуха и приводом (не показано).
На валу 1 установлен полый усеченный конус 2 с выступами 3 на внешней поверхности. В верхней части конуса 2 размещен диск 4 с центральным отверстием и лопастями. У нижнего основания корпуса 2 по боковой поверхности за вы ступами 3 равномерно расположены по крайней мере две щели 5, высота ко торых Н/ не более 1/3 длины выступов и не менее 1/6 высоты конуса //?. На выступах 3 выполнены пазы 6, расположенные выше щелей 5. Пазы 6 выполнены разновеликими, при этом на соседних выступах пазы 6 располо-жены по высоте в шахматном порядке. У нижнего основания усеченного конуса 2 выполнена цилиндрическая обечайка. Суммарная площадь щелей 5 составляет не менее 30% площади сечения и выходного отверстия 8, патрубка 9 для подачи воздуха, расположенного внутри полого вала / и имеющего расширение 10 в нижней части, щели 5 могут быть закрыты снизу пластинами 11.
Совершенствование технологии обогащения медно-цинковых руд на обогатительной фабрике учалинского горно-обогатительного комбината
Первоначально проект реконструкции первой секции обогатительной фабрики для переработки медно-цинковых руд Учалинского месторождения предусматривал замену физически и морально устаревших флотомашин ФПМ-16 и ФМ-6,3 современными отечественными машинами РИФ-25 и РИФ-8,5 с сохранением существующей технологии. Переработка учалинских медно-цинковых руд осуществлялась по схеме коллективно-селективной флотации с бесцианидным разделением коллективного концентрата с использованием полного водооборота в коллективном и селективном циклах и доводкой грубых цинковых концентратов в отдельном цикле, едином для всех перерабатываемых руд. Однако сложность принятой на фабрике технологической схемы обогащения, высокий удельный расход реагентов, отрицательное влияние летних температур пульпы (26-30С) на флотируемость медных минералов с одновременным ухудшением селективности в узле медной флотации, низкие тех- нологические показатели - все это предопределило необходимость проведе- ния исследований по совершенствованию технологии и реагентного режима. Одновременно с разработкой проекта реконструкции технологической группой СП ЗАО «ИВС» в лаборатории ОАО «Учалинский ГОК» были начаты исследования по уточнению схемы обогащения учалинских руд.
Новые разработки включались в проект, и пуск первой секции был осу- ществлен с элементами новизны в технологической схеме и реагентном ре жиме [68, 69, 70]. Вовлечение в переработку всевозрастающего количества руд глубоких горизонтов (шахтных руд) требовало поиска путей, обеспечивающих оптимальные условия для флотации медных минералов и сфалерита. (г Для повышения извлечения меди, прежде всего, необходимо было установить факторы, усиливающие естественную флотируемость медных мине- ралов в голове процесса. Такими факторами оказались: незначительные расходы депрессоров, сдерживающих флотацию цинка, щелочность ниже критических значений рН и достаточный расход собирателя. В результате проведенных исследований разработана усовершенствованная схема селективно-коллективно-селективной флотации, имеющая ряд новых, весьма существенных технологических решений: вывод медной «головки» в виде готового концентрата с содержанием меди 16-19%, цинка 2,5-3,5% при извлечении меди 36-40%, цинка 2-3% от руды; интенсификация флотируемости меди в коллективной флотации за счет увеличения продолжительности флотации медных минералов, повышения расхода собирателя и вспенивателя до 50-55% от общего их расхода; получение богатого по содержанию меди (4,5-5,5%) коллективного концентрата при выходе от руды 12-15% вместо 28-30% по старой схеме. Суммарное извлечение меди в коллективный концентрат вместе с медной «головкой» составляет 84-86%, цинка - 35-37%; вывод цинковой «головки» из хвостов коллективной флотации с трех- 4 кратной ее перечисткой до кондиционного цинкового концентрата, содержа щего 48-50% цинка при извлечении цинка от руды 33-38%; - дофлотация цинка из хвостов цинковой «головки» с направлением концентрата дофлотации и хвостов первой перечистки цинковой «головки» после предварительного доизмельчения и последующего сгущения вместе с хвостами медной флотации в цинковый цикл; - вывод цинковой «головки» в цинковом цикле с одной перечисткой до кондиционного цинкового концентрата, содержащего 50-52% цинка при из влечении от руды 12-15%. Разработанная схема внедрена на
Учалинской обогатительной фабрике, что позволило значительно повысить качественные и количественные пока-затели. Для цинкового цикла флотации учалинской руды с содержанием цинка более 3,5%) разработана схема, позволяющая получать кондиционный цинко вый концентрат пенным способом без операции доводки с извлечением цин ка от руды до 80%. Исследования по совершенствованию схемы были продолжены, для промышленного внедрения рекомендованы новые операции: вывод медной «головки» на ранней стадии измельчения при помоле до крупности 63-68% класса -0,074 мм (межцикловая флотация) с перечисткой концентрата «головки» и доизмельчением хвостов межцикловой флотации до 82-85% класса -0,074 мм; доизмельчение (четвертая стадия рудного измельчения) хвостов первой фракции коллективного концентрата до крупности не менее 90% класса -0,074 мм для дальнейшего повышения извлечения меди; - доизмельчение хвостов медной флотации вместе с концентратом дофлотации и хвостами первой цинковой перечистки первой цинковой «головки». . Разработка технологической схемы обогащения медно- цинковых руд Узельгинского месторождения
Для медно-цинковых пиритной и пирротиновой руд Узельгинского ме- сторождения разработаны и переданы для проектирования две отличающиеся друг от друга технологические схемы [68]. Для медно-цинковой пиритной руды смонтирована на объединенных второй и третьей секциях Учалинской обогатительной фабрики усовершен- ствованная схема селективно-коллективно-селективной флотации. В настоящее время ведется строительство фундаментов под флотомаши-ны межцикловой флотации РИФ-16 для вывода медной «головки» из слива гидроциклонов первой стадии классификации при помоле до крупности 55-60% класса -0,074 мм. Так, в лабораторных опытах из руды, содержащей 0,88% меди и 3,7% цинка, в медную «головку» с содержанием 13,26% меди и 4,99% цинка после первой стадии классификации было выделено 52,9% меди. После одной перечистки получен концентрат с содержанием меди 17% и цинка 3,5% при извлечении меди 49,5%. Из богатых по содержанию меди (более 1,0-1,2%) руд предусматривается вывод второй медной «головки» с одной перечисткой при помоле исходной руды до крупности 80% класса -0,074 мм. Основные элементы разработанной схемы аналогичны схеме переработ ки учалинских медно-цинковых руд. Для медно-цинковой пирротиновой руды разработана схема, не имеющая аналогов, с выводом медной «головки», грубой медной флотацией, открытыми циклами в пирротиновой и цинковой флотациях и обезжелезнением грубого цинкового концентрата. Так, из руды, содержащей 1,52% меди, 1,78% цинка, получен медный концентрат, содержащий 16,0-16,5% меди, 2,0-2,5% цинка при извлечении меди 80-81%), и цинковый концентрат, содержащий 0,75% меди, 48,0-50% цинка при извлечении цинка 51 -52%.
