Научная статья на тему 'Дифференциальный анализ кинетики улавливания платины с помощью центробежного концентратора периодического действия'

Дифференциальный анализ кинетики улавливания платины с помощью центробежного концентратора периодического действия Текст научной статьи по специальности «Химические технологии»

CC BY
91
38
i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.
Ключевые слова
КЛЮЧЕВЫЕ СЛОВА: ЦЕНТРОБЕЖНЫЙ КОНЦЕНТРАТОР / УСЛОВИЯ СЕПАРАЦИИ / УЛАВЛИВАНИЕ ПЛАТИНЫ.

Аннотация научной статьи по химическим технологиям, автор научной работы — Захаров Б. А., Манцевич М. И., Малинский Р. А.

Проведен анализ выражения зависимости извлечение время в линейной форме, позволяощий определить величину параметра оптимизации начальных условий центробежной сепарации при отработке исходного режима работы центробежного концентратора (ЦК), а также ожидаемое извлечение в зависимости от заданной продолжительности рабочего хода ЦК.

i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.

Похожие темы научных работ по химическим технологиям , автор научной работы — Захаров Б. А., Манцевич М. И., Малинский Р. А.

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.
i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.

Текст научной работы на тему «Дифференциальный анализ кинетики улавливания платины с помощью центробежного концентратора периодического действия»

© Б. Захаров, М. Манцевич, Р. Малинский, 2009

Б. Захаров, М. Манцевич, Р. Малинский

ДИФФЕРЕНЦИАЛЬНЫЙ АНАЛИЗ КИНЕТИКИ УЛАВЛИВАНИЯ ПЛАТИНЫ С ПОМОЩЬЮ ЦЕНТРОБЕЖНОГО КОНЦЕНТРАТОРА ПЕРИОДИЧЕСКОГО ДЕЙСТВИЯ

Проведен анализ выражения зависимости извлечение — время в линейной форме, позволяощий определить величину параметра оптимизации начальных условий центробежной сепарации при отработке исходного режима работы центробежного кон-центратора (ЦК), а также ожидаемое извлечение в зависимости от заданной продолжительности рабочего хода ЦК.

Ключевые слова: центробежный концентратор, условия сепарации, улавливание платины..

Обычно в обогатительных аппаратах непрерывного действия временной анализ позволяет судить о скорости протекания процесса разделения, о пооперационных константах скорости извлечения металлов в концентраты; увеличение протяжённости операции, как правило, приводит к росту извлечения и снижению в концентрате содержания извлекаемого компонента. В полунепрерывном процессе, каковым является обогащение в центробежном концентраторе (ЦК), рассмотрение результатов во времени лишь косвенно связано с аспектом собственно «кинетики». Здесь время обозначает продолжительность рабочего хода, такта улавливания в двухтактном режиме работы ЦК, и является в какой-то степени формальной, координатной величиной, позволяющей судить лишь о том, в какой стадии, в какой точке координат находится процесс накапливания. Сам же процесс накапливания, т.е. рабочий такт в целом следует рассматривать, как многоступенчатую реакцию, многооперационный каскад. В нём каждое прохождение вновь поступающего на поверхность конуса исходного материала характеризуется изменяющимся соотношением скоростей прямой и обратной реакций, характерным для каждой ступени такого каскада, поскольку скорости улавливания и потерь, осаждения и удаления «тяжёлой» фракции зависят от состояния продукционного слоя на данный момент.

Не детализируя постадийно процесс улавливания ценного компонента в центробежном концентраторе, авторы [1] справедливо утверждают, что зависимость интегрального извлечения от времени вполне удовлетворительно аппроксимируется уравнением:

£ = А •тчв-Кр)%, (1)

где А, В и К- эмпирические коэффициенты; р - плотность извлекаемого минерала

Иными словами, первоначальная величина извлечения А по мере удлинения рабочего хода снижается обратнопропорционально величине времени в некоторой степени Графическое решение этого уравнения возможно после логарифмирования, преобразования (1) в линейную форму:

^ ^ А - (В - Кр) • ^ т, (2)

Обозначив С=В - Кр, получим:

1§ £ = 1§ А - С ^т (3)

Достаточно результатов двух опытов с различным временем накапливания концентрата ,чтобы получить график в виде прямой, отсекающей на оси ординат отрезок А. В этой кочке ^т = 0 , т.е. т = 1 - это начальный момент сепарации, который характеризуется максимальным для изучаемого режима извлечением относительно первоначального питания, т. е. £тах = А - здесь рифли свободны, в

наличии максимальное число вакантных мест для улавливаемого материала. Эта величина имеет принципиальное значение при оптимизации исходных, начальных условий исследуемой операции сепарации; £тах , по существу, является критерием оптимизации исходных условий сепарации [2].

Величина С в уравнении (3) соответствует тангенсу угла наклона полученной в логарифмических координатах прямой; она отражает динамику формирования продукционного слоя, снижение извлечения по мере заполнения вакансий.

Зависимость, в конечном итоге, позволяет вычислить величину ожидаемого извлечения, если задана продолжительность рабочего хода ЦК:

£ = £ • Т ~С = £тах (4)

ч тах х С ' ^ ^

Практическая проверка этой формулы показала, что область её корректности ограничена, она выполняется лишь вначале - в режиме избытка вакансий, когда свободного пространства между рифлями достаточно для накопления улавливаемого материала с минимальными потерями. По мере накопления концентратного продукта в межрифельном пространстве формируется постель; в стеснённых условиях процесс переходит в режим концентрирования улавливаемого материала в соответствии с плотностью постели, образовавшейся к данному моменту. При этом теряются зёрна сростков, плотность которых меньше плотности постели. Наконец, по достижении некоторого критического значения плотности наступает режим «переполнения», когда улавливание прекращается вовсе.

Проведя серию экспериментов с различным временем накапливания концентрата, мы получаем зависимость интегрального извлечения металла от продолжительности рабочего хода. Для осуществления детального анализа процесса необходимо от интегральных значений перейти к дифференциальным, отражающим состояние сепарации на данный момент.

Условно разбив ось времени на ряд равных отрезков, этапов, рассчитаем прирост извлечения в отдельности для каждого этапа. При этом будем исходить из допущения, что материал, уловленный в предыдущем этапе, в дальнейшем не теряется; а в последующем этапе улавливание осуществляется из новой порции поступившего в аппарат материала в условиях, сформировавшихся к концу предыдущего этапа. Поскольку ось времени разбита на равные отрезки, то на каждом этапе в аппарат поступает равное количество исходного питания.

Для первого этапа дифференциальное и интегральное извлечения равны:

Л£ = £;

На втором этапе суммарное извлечение рассчитывается по отношению к двойному количеству материала, прошедшего через ЦК, тогда дифференциальное излечение:

Л£2 = 2£2 - А£1 .

Соответственно, после третьего этапа интегральное извлечение относится к тройному количеству питания, прошедшего за это время, а дифференциальное:

Таблица 1

Зависимость дифференциальных показателей процесса извлечения платины из песковой фракции хвостов ( +50мкм ) от времени накапливания концентрата Исходное содержание 0,49 г/т Р1____________________________________

Время, мин. Интегр. выход,% Дифф. выход,% Итегр. извл., Дифф. извл., Интегр. содерж,г/т Дифф. содерж.,г/т

30 0,528 0,528 49,0 49,0 45,5 45,5

60 0,273 0,018 48,4 47,6 86,9 129,6

90 0,19 0 46,6 43,2 120, --

120 0,135 0 39,4 17,8 143,0 --

150 0,108 0 33,8 11,4 153,4 --

180 0,090 0 29,0 5,0 157,9 --

210 0,077 0 24,8 -0,4 157,8 --

240 0,067 0 21,5 -3,0 156,1 --

Л£3 = 3£3 - (Л£ + Л£2);

В общем виде, для энного отрезка времени дифференциальное извлечение:

П-1

Л£п = П • £п -УЕЛ£г ; (5)

1

Рассмотрим результаты улавливания платины в конкретных промышленных условиях, на примере сепарации песковой фракции хвостов флотационного обогащения вкрапленной руды. Сепарацию проводили в концентраторе КН-48 (табл. 1).

В соответствии с формулой (5) рассчитаны величины дифференциальных извлечений; аналогично рассчитаны величины дифференциальных выходов. Затем, исходя из величин извлечений и выходов, вычислены дифференциальные содержания; при этом содержание в исходном питании по данным анализа принято равным

0,49 г/т платины.

Расчёт дифференциальных показателей при достаточной протяжённости процесса наглядно указывает на три стадии улавливания во времени:

1-я - первоначальное, основное формирование концентратного слоя (до 30 мин);

2-я - концентрирование платины в сформированном слое при некотором снижении извлечения (от 30 до 90 мин), дифференциальный выход концентрата близок к нулю, наблюдается некоторое обогащение слоя;

3-я - слой переполнен, происходит практически полный проскок (свыше 90 мин.).

Важно отметить, что результаты сделанных таким образом расчётов позволяют оценить технологическую ёмкость концен-тратного слоя аппарата Qриф. Слой сформировался практически полностью в течение первых 30 минут и в дальнейшем не претерпел качественно-количественных изменений. При установившемся выходе приближённо 0,540 % и оптимальной производительности по питанию 60 т/ч ёмкость слоя для КН-48 в принятых условиях составила:

Qриф.=------0,0054 • 1000 « 160кг.

2

При этом равновесное содержание платины в слое - 120 ^ 150

г/т.

Таким образом, оптимальное время накапливания в этом случае не должно превышать 30-45 мин., после чего сепарация становится практически неэффективной. Итак, поскольку главная цель контрольной операции, каковой является сепарация в данном случае, - максимальное доизвлечение металла, то длительность рабочего хода, по результатам дифференциального анализа, не должна превышать 45 мин.

Рассмотрим теперь результаты промышленного эксперимента, в котором концентрат, полученный в предыдущем опыте, содержащий 50 г/т платины, подвергли перечистке, которую проводили в центробежном сепараторе меньшего типоразмера - КН-20. Результаты опыта, включая расчёт дифференциальных величин основных показателей процесса, приведены в табл.2.

В отличие от контрольной операции, перечистная сепарация преследует цель существенного повышения содержания металла в концентрате при этом потери с промпродуктом не являются окончательными. В этой операции первый этап - формирование слоя -хотя и завершается довольно быстро (основной дифференциальный выход - через 30 мин.), но главной стадией процесса является начальный период второго этапа (60-90 мин.), когда формируется слой с равновесным содержанием извлекаемого металла. При этом заметное падение дифференциального извлечения можно считать допустимым с учётом возможной рециркуляции промпродукта. К 150-й минуте наступает третий этап: здесь дифференциальное извлечение приближается к нулю.

Таблица 2

Изменение показателей перечистки концентрата контрольной сепарации хвостов флотации с ростом продолжительности рабочего хода. Концентратор КН-20

Время, мин. Интегр. выход,% Дифф. выход,% Итегр. извл.,% Дифф. извл.,% Интегр. содерж,г/т Дифф. содерж.,г/т

30 2,30 2,300 58,0 58,00 1261 1261

60 130 0,300 55,8 53,60 2067 8933

90 0,93 0,200 49,3 36,30 2650 9075

120 0,725 0,100 42,2 20,90 2930 10450

150 0,590 0,070 36,17 12,03 3065 8593

180 0,500 0,050 31,60 8,80 3160 8800

210 0,432 0,025 27,82 5,10 3239 10200

240 0,379 0,005 24,48 1,11 3247 11100

Таблица 3

Абсолютное и относительное извлечение платины в различные классы крупности гравиоконцентрата с изменением выхода последнего. Шихта вкрапленной и медистой руд. Центробежный концентратор КН-48. Промышленные испытания

выход ГК крупность, мкм выход, % Екл. Еотн. Еабс. абс. потери

1 2 3 4 5 6 7

0,061% плюс 500 14,6 25,09 7,2 3,7 11

500-315 18,8 21,92 8,1 4,1 14,7

315-140 29 63,43 36,3 18,4 10,7

140-71 24,4 72,89 35 17,8 6,6

71-50 6,1 81,84 9,8 5 1,1

50-0 7,1 25,95 3,6 1,8 5,1

суммарно 100 50,8 100 50,8 49,2

0,108% плюс 500 8,9 32,97 4,8 2,9 5,9

500-315 19,8 45,58 14,7 9 10,8

315-140 37,6 63,46 39,1 23,9 13,9

140-71 24,6 82,46 33,1 20,3 4,3

71-50 4,4 83,71 6 3,7 0,7

50-0 4,7 30,56 2,3 1,4 3,2

суммарно 100 61,22 100 61,2 38,8

0,163% плюс 500 9,4 35,76 4,6 3,4 6,1

500-315 23,8 63,7 20,9 15,1 8,7

315-140 39,2 77,04 44,2 30,2 9

140-71 20,8 85,8 24,6 17,7 2,9

71-50 3 89,76 3,7 2,7 0,3

50-0 3,8 38,96 2 1,5 2,4

суммарно 100 70,6 100 70,6 29,4

Обозначения извлечения платины : кл- из данного класса; отн - относительно концентрата в целом; абс.- по отношению к исходному питанию; абс. потери -также по отношению к исходной руде.____________________________________________

И, следовательно, по результатам технологического дифференциального анализа оптимальной продолжительностью операции перечистки следует считать 90-100 мин.

Остановимся теперь на анализе динамики головной операции -в рамках комбинированной схемы - улавливании платины из слива классификаторов, перед флотацией (вкрапленные руд Норильска).

Из табл.3 видно, что в рассматриваемой операции влияние изменения выхода концентрата на извлечение платины особенно существенно. Причём наиболее чувствителен в этом отношении класс +315 мкм. Но именно этот класс, в первую очередь, необходимо извлечь, поскольку он наиболее неудобен для последующего флотационного извлечения. При центробежной концентрации, мы видим, что трёхкратное увеличение выхода концентрата (или соответствующего сокращение длительности рабочего хода) обеспечивает трёхкратное повышение извлечения в этот класс.

По этой причине, в первую очередь, в рудном цикле следует стремиться к минимизации продолжительности рабочего хода концентратора. Здесь требует обязательного решения проблема исключения из переработки в рассматриваемой технологической операции класса + 500мкм., поскольку этот материал выпадает из допустимого диапазона обогатимости. Это решается путём соответствующей корректировки режима классификации. Если классы средней крупности могут, в основном, довольно эффективно до-обогащаются последующей флотацией, мелкие - существенно дочищаются после флотации в операции контрольной сепарации, то значительные потери платины с крупными классами невосполнимы.

За счёт минимизации продолжительности рабочего хода снижение потерь с хвостами только за счёт класса +0,315 может достичь 11% (см. табл. 3).

Используя результаты анализов по классам при различной продолжительности рабочего хода, проследим за механизмом формирования продукционного слоя.

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.

Если исключить самый крупный класс, «нетехнологичный» для данной операции , то при минимальном времени накапливания, т. е. при максимальном выходе концентрата платина

Рис.1 .Зависимость извлечения платины в различные классы крупности /мкм/ из руды от выхода гравиоконцентрата

плюс0,5 0,315 0,14 0,05 плюсО общий

дыхоп %

□ 0,061 00,108 И0,163 10,375 И0,58

улавливается достаточно полно: в широкий класс -500+50 мкм извлечение достигает 76%. С .увеличением времени накопления (или снижением выхода) в первую очередь возрастает проскок крупных зёрен, их активно вытесняет средний класс, который и составляет основную часть продукционного слоя - постель, которая довольно прочно удерживается в течении длительного времени. Самый тонкий класс (-0.05) в рассматриваемых условиях извлекается хуже других, поскольку также, как и крупняк, уходит за пределы диапазона равнопадоемости, хотя зернистая часть, которая участвует в формировании постели, вымывается не слишком активно (см. рис. 1). Затем, по мере удлинения периода накапливания, как показано выше, удельный вес улавливаемых зёрен сравнивается с удельным весом постели, извлечение становится равным нулю.

Выводы

1. Выражение зависимости извлечение - время в линейной форме позволяет:

-определить величину параметра оптимизации начальных условий центробежной сепарации £тах при отработке исходного режима работы ЦК;

- определить величину ожидаемого извлечения в зависимости от заданной продолжительности рабочего хода ЦК.

2. В зависимости от задачи, стоящей перед операцией сепарации, используя результаты дифференциального анализа, возможно определить наиболее эффективную продолжительность рабочего такта ЦК.

3. Дифференциальный анализ кинетики формирования продукционного слоя позволяет судить о практической ёмкости меж-рифельного пространства при расчёте оптимального режима работы ЦК.

4. Анализ кинетики перераспределения извлекаемого металла по классам крупности позволяет судить о механизме формирования продукционного слоя ЦК.

----------------------------------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Шохин В.Н., Лопатин А.Г. Гравитационные методы обогащения. Москва,1993, с.300.

2. Захаров Б.А. Кандидатская диссертация. Москва. 2004. шгЛ

Zaharov B., Mantsevitch M., Malinskiy R.

DIFFERENTIAL ANALYSIS OF KINETICS OF PLATINUM CAPTURE WITH THE HELP OF CENTRIFUGAL CONCENTRATORS OF DISCONTINUOUS OPERATION

The analysis offormulating "extraction-time” function in linear form for definition of optimization parameter for initial conditions of centrifugal separation during working initial phase of СА is carried out. The function should also define the function of scheduled extraction depending on predetermined period of operating stroke of CF.

Key words: centrifugal concentrator, separation conditions, uranium catching.

— Коротко об авторах ----------------------------------------

Захаров Б.А. - кандидат технических наук, ОАО «ГМК «Норильский Никель», начальник управления планирования и координации НТР, г. Норильск,

Манцевич М.И. - доктор технических наук, ФГУП «Институт «ГИН-ЦВЕТМЕТ», зав. лабораторией обогащения руд цветных металлов, г. Москва, раб. тел. 617-31-03,

Малинский Р.А. - кандидат технических наук, ФГУП «Институт «ГИНЦВЕТМЕТ», ведущий научный сотрудник лаб. обогащения руд цветных металлов, раб. тел. 617-30-34

i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.