CC BY
71
Б.А. Захаров
АНАЛИЗ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ОСОБЕННОСТЕЙ ЦЕНТРОБЕЖНОЙ СЕПАРАЦИИ ТОНКОДИСПЕРСНЫХ МИНЕРАЛЬНЫХ ЧАСТИЦ
Упрощённая модель процесса разделения материала в центробежном кон-центраторе (ЦК), рассматривается как обогащение в ”-центробежном ” шлюзе с противоточной промывкой оседающего слоя тяжелой фракции. Улавливаемое зерно должно достичь стенки кон-центратора, преодолев пристенный слой пульпы, прежде чем будет вынесено с потоком пульпы из аппарата. Изменение объёмной производительности, центробежной скорости и вязкости рабочей суспензии позволяет активно воздействовать на величину извлечения. Подсчёт технологического объёма межрифельного пространства позволяет определить длительность рабочего хода ЦК.
Ключевые слова: центробежные кон-центраторы, улавливание зерна платинового минерала, тонкодисперсные минеральные частицы.
В
сё расширяющийся спрос на центробежные концентраторы (ЦК), требует более детального анализа теоретических и эксплуатационных особенностей этих аппаратов. Довольно детально технологические особенности рассмотрены в ряде работ [1,
2, 3-5]. На примере обогащения лежалых золотоносных хвостов показано, что ЦК в сравнении с отсадочной машиной или концентрационным столом более чем в 2 раза эффективней в части извлечения при более высокой степени обогащения (22 против 7,1). Это объясняется, прежде всего, существенной величиной фактора центробежного разделения:
*' - Р - Й, (1)
где £ - центробежный фактор разделения; Р и Р - центробежная сила и сила тяжести; и - линейная скорость вращения центрифуги (конуса); Я - технологический радиус поверхности разделения; g -ускорение силы тяжести, 9,8 м/сек2.
Так для концентратора Нельсона (КН) с диаметром конуса 48 дюймов (1.22 м) и скорости вращения 270 об/мин центробежный фактор составляет:
£ * 50g (2)
Практике известны центробежные концентраторы непрерывного и периодического действия. Одной из наиболее надёжных в
эксплуатации и распространенных на производстве моделей являются КН - аппараты периодического действия. Коническая технологическая поверхность концентратора имеет рифленую конфигурацию. В глубине рифлей тангенциально расположены водоводы. Подаваемая под определенным давлением вода создает разрыхляющий эффект, в результате чего постель, взвешенный слой концентрата в рифлях многократно перечищается. Эффективность разделения предопределяется соотношением между величиной технологического потока, центробежным фактором и противотоком воды. Длительность цикла зависит от технологической емкости рифлей, которая, в свою очередь, определяется количеством улавливаемого металла в питании, геометрией межрифельного пространства, номинальною крупностью зерна, подлежащего улавливанию, и "возмущающим" действием промывной воды.
Рассчитывая скорость фактически по формуле Стокса (ист) путем замены ускорения силы тяжести ^) ускорением центробежного поля (А), автор вводит понятие гидравлического псевдоукрупнения частиц. Причем для частиц 100-10 мкм скорость "падения" возрас-
А
тает по закону V — ист —. Эта закономерность практически сохра-
' £
няется для частиц как с плотностью 15, так и 2,7 г/см3. Здесь уместней говорить не о "гидравлическом укрупнении" частиц по терминологии автора, а об увеличении веса частиц в центробежном поле. Так как тяжелые и легкие частицы утяжеляются кратно увеличению ускорения, то величина коэффициента равнопадаемости при этом остается неизменной.
Упрощая до элементарного предела модель разделения материала в центробежном концентраторе (ЦК), ее можно рассматривать как обогащение в "центробежном" шлюзе с противоточной промывкой оседающего слоя тяжелой фракции. Таким образом, улавливаемое зерно должно достичь стенки концентратора, преодолев пристенный слой пульпы, прежде чем будет вынесено с потоком пульпы из аппарата. Попавшая же в ячейку нарифлений улавливаемая частица не должна быть вымыта противотоком воды.
Сложные зависимости, имеющие большое количество эмпирических коэффициентов, использовать на практике довольно сложно.
Предлагаемый ниже упрощённый метод позволяет, на наш взгляд, обладая доступной информацией, произвести оценку возможности аппарата уловить зерно заданной плотности и крупности. В качестве примера определим условия улавливания зерна платинового минерала крупностью 10 мкм, имеющего плотность 15 г/см3 в КН-48". В соответствии с величиной кажущейся плотности и расчетной вязкостью суспензии плотностью 1,4 г/см3 по формуле Стокса, получим скорость осаждения:
(р- р)• d2 10• 100 ,
Vст —---------------------------------------------------------1-—-— 0,092 мм/сек (4)
1850 •ц 1850 • 5,9
где р и р! - плотность твердой и жидкой фаз, 11,42 и 1,4 соответственно; d - диаметр частиц, 10 мкм; ^ - вязкость, 5,9 сст ( см. табл. 2).
При величине £ = 60, скорость центробежного осаждения составит:
Vfc — Vт • !с — 60 V — 5,5 мм / сек (5)
Для вычисления времени пребывания материала в КН-48" зададимся номинальной объемной производительностью QV = 150 м3/час = 0,042 м3/сек.
Ориентировочный технологический объем материала внутри аппарата при толщине слоя 20 мм (условно) составит УКН_48п = 1,22 •3.14 1,0-0,02 = 0,077 м3. Время пребывания
V
тп =-------= 1,8 сек (6)
Qv Qv
Слой, который успевает преодолеть зерно за 1,8 сек, составит
h = vfc •TQv = 10 мм. Таким образом, зерно преодолеет лишь V
толщины технологического слоя. Иными словами при заданных параметрах процесса теоретически для материала 10 мкм следует рассчитывать лишь на 50% извлечения свободных зёрен платины. Для повышения извлечения необходимо:
- увеличить центробежный фактор разделения fc
ЦФР 50 120 200 300
d min, мкм 22 17 14 7.5
- снизить объемную производительность [см.(6)];
- уменьшить вязкость рабочей суспензии.
Допустимая скорость противотока воды может быть вычислена при заданных величинах дебита воды и объема межрифельного пространства.
Если QW - секундный дебит воды; Уриф - объем межрифельного пространства, то теоретическое время протекания воды составит:
V.
=
риф
Qш
(7)
При глубине межрифельного пространства Циф ориентировочная скорость потока воды h
.. (8)
=
риф
Для улавливания заданного зерна необходимо соблюсти усло-
вие:
и/с у иш
- см. (5)
(9)
Вязкость. Пути снижения
Ориентировочная ситовая характеристика слива гидроциклона после отделения песковой фракции хвостов представлена в табл. 1.
Таблица 1
Классы крупности, мкм +40 -40 +10 -10 +5 -5 +1 -1 +0 Итого
Выход, % 13 37 12 13 25 100,0
Вычисление по формуле Эйнштейна ^э = (1 + 2,5 ф) дает значение вязкости для суспензии при плотности твердого 5 = 3,0 г/см3:
- плотность 1,2 кг/дм3 ^э = (2,5-0,43+1) = 2,08, где ф!,2 = 0,43;
- плотность 1,4 кг/дм3 ^э = 2,32; здесь ф!,4 = 0,53.
Таблица 2
Расчетная вязкость суспензии при плотности
твердого 3,0 г/см3_______________________________________________________
Крупность, 50 10 5 1 * Средне-
мкм взвешенная
Плотность 1,2 г/см3 суспензии, 2,14 2,44 3,95 10,74 4,283
Плотность 1,4 г/см3 суспензии, 2,40 2,77 4,63 13,00 5,914
*) Средневзвешенные значения вязкости вычислены в соответствии с выходом каждого класса крупности (по ситовой характеристике) и графически найденной средней величиной вязкости для каждого класса крупности.___________
При обесшламливании по классу 5 мкм и эффективности обесшламливания 75% вязкости заметно снизятся и составит:
- для суспензии 1,2 г/см3 - 3,0 сст;
- для суспензии 1,4 г/см3 - 3,7 сст.
Иными словами в результате обесшламливания вязкость пульпы уменьшается на 40 и 45% отн. Скорость осаждения находится в прямой зависимости от вязкости суспензии, поэтому обесшламли-вание позволит в 1,5 раза увеличить скорость разделения или, соответственно, эффективность гравитационного улавливания тонких зёрен.
------------------------------------------ СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1 Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин А.А., Качевский А.А. Переработка отвальных хвостов фабрик и нетрадиционного сырья с применением эффективных обогатительных процессов. - М., 1998. - 28-87 с.
2. Годэн А.М. Основы обогащения полезных ископаемых. - М.: Металлург-издат. - 1946. - 194 с.
3. Богданович А.В., Зарогатский Л.П., Коровников А.Н. Современное оборудование и технологии высокоэффективного извлечения тонкозернистого золота из россыпных, рудных и техногенных видов сырья // Обогащение руд. - 1999. - № 4.
- С. 7-9.
4. Комарова М.З., Захаров Б.А., Козырев С.М., Благодатин Ю.В., Лялинов Д.В., Лежнин А.А. Научные основы и практика переработки руд и техногенного сырья. Г еология и разведка месторождений и техногенных образований (материалы Межд. науч.-техн. конф. - Екатринбург, 18-21 июня 2003 г. - Екатеринбург, 2003. - С. 130.
5. Гомонова А.И., Рейнгард Е.П. Поведение минералов платиновых металлов и золота при флотации медно-никелевых сульфидных руд / Тез. докл. IX Всес. Черняевск. совещ. по хим. ан. и технологии благород. металлов, Красноярск, 1972.
- Красноярск: ИХИХТ СО АН СССР. - 1972. - С. 191. ЕШ
Zaharov B.A.
THE ANALYSIS OF TECHNOLOGICAL FEATURES OF CENTRIFUGAL SEPARATION OF FINE-GRAINED MINERAL PARTICLES
A simplified model ofprocess of material separation in a centrifugal concentrator CC is viewed as refinement in a centrifugal lock with countercurrent washing of sedi-mentating layer of heavy fraction. Retained grain should reach a side of the concentrator and get trough nearside layer ofpulp before it is carried out with the flow ofpulp outside the separator. The alteration of volume capacity of centrifugal speed and viscosity of suspensions allows to actively manipulate the recovery volumes. Calculation of technological volume of interriffle space allows to define the interval of working stroke of CC.
Key words: centrifugal concentrators, recovery of platinum grains, fine-grained mineral particles.
— Коротко об авторе --------------------------------------------
Захаров Б.А. - кандидат технических наук, ОАО «ГМК «Норильский Никель», начальник управления планирования и координации НТР, г. Норильск,
