CC BY
43
© В.В. Кармазин, 2003
"АК 622.7
В.В. Кармазин
ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ВЗАИМОСВЯЗИ ПАРАМЕТРОВ РАСКРЫТИЯ И РЕЖИМОВ СЕПАРАЦИИ МИНЕРАЛОВ АЛЯ АОСТИЖЕНИЯ МАКСИМАЛЬНОЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ ЭФФЕКТИВНОСТИ ОБОГАЩЕНИЯ Р"А (из локлала на XXI межлунаролном конгрессе по обогашению полезных ископаемых, Кейптаун 2003 г.)
Совершенствование технологии обогащения руд в современных условиях, как правило, связана с дорогостоящими лабораторными, затем опытнопромышленными и наконец с промышленными испытаниями. Объемы лабораторных проб достигают нескольких килограммов, полупромышленных 100 кг и промышленных 1000 кг или несколько тонн. При этом стоимость промышленных испытаний по развитой схеме на представительной пробе для получения надежных данных для проектирования фабрик составляет сотни тысяч долларов США.
Появление прецизионной аппаратуры для лабораторных анализов с применением компьютерной обработки их результатов позволяет повысить точность оценки ожидаемых показателей обогащения. Конечно, лабораторные исследования не смогут полностью заменить промышленные, но позволяют уменьшить объемы промышленных испытаний, что значительно снижает стоимость технологических прогнозов и предпроектной подготовки.
Показатели обогащения делят на три группы:
- потенциальные, получаемые с помощью ЭВМ на основе минералогического анализа, выполненного методами современного инструментального анализа, например, на растровом электронном микроскопе с микрозондом, на установке типа «Эпиквант», на минералогических микроскопах (оптических или лазерно-оптических) с компьютерной обработкой изображения шлифа или аншлифа. Эти показатели можно считать экспериментально-теоретическими и они указывают на верхний предел технологических возможностей обогащения руды;
- реальные, получаемые практически на идеально настроенном лабораторном обогатительном оборудовании;
- и реализуемые, получаемые по данным потенциальных и реальных показателей в промышленных условиях.
Если разница между реальными и реализуемыми показателями обычно остается на совести инженеров, создающих оборудование, проектантов и технологов обогатительных фабрик и может быть сведена к приемлемому минимуму, то различия между потенциальными и реальными показателями - это внутренний резерв технологии, который нужно использовать путем ее оптимизации. Принципам такой
технологической оптимизации и посвящена настоящая работа.
На кривых обогатимости (рис. 1) можно видеть как раскрытие, крупность и применяемый способ обогащения влияют на эффективность разделения минералов и технологические показатели обогащения. Коэффициент контрастности Кк зависит от раскрытия зерен, например тяжелых и легких разделяемых минералов - он увеличивается при уменьшении количества сростков. Это можно достаточно убедительно видеть на рис. 1а, представляющем идеализированный случай - кривая 3.
Кк= (ёт - ёт, (1)
где 8т и 8П - плотности тяжелого и легкого минералов.
Чувствительность сепаратора определяется среднеквадратичным отклонением содержаний извлекаемого минерала от граничного; иными словами
- чем острее пик кривой Гаусса на границе разделения, тем выше чувствительность сепаратора и выше коэффициент избирательности И. Обычно при хорошем раскрытии высок и уже упоминавшийся коэффициент контрастности физического свойства, по которому происходит разделение минералов (плотность) - Кк
Расчет потенциальных показателей обогащения (выходы и содержания продуктов) проводят на основе измеренных минералогических параметров раскрытия по специальным формулам.
В соответствии с закономерностью, установленной Виталием Ивановичем Кармазиным, качество концентрата при максимальном извлечении золота зависит от коэффициента раскрытия Кр и коэффициента эффективности сепарации Кс и коэффициента измельчения Ки:
в = От+КрКсКи(вг-ат) (2)
Коэффициенты Кр и Кс можно определять по данным минералогического, химического и фракционного анализов:
Кр = (вг.а — ат)/(Рт-ат)’ Кс = (Рт — ат)/(Рг.а -ат)> (3)
где рл рг.аи рт - содержание тяжелого металла соответственно в концентрате гравитационного сепаратора, фракционного гравитационного анализатора и теоретическое содержание металла в тяжелом минерале, аз - содержание золота в исходной руде.
В случае, когда Кр = 1 (только свободные рудные минералы) и Ки = 1 (размер зерен после измельчения равен размеру вкраплений), а коэффициент контрастности свойств разделяемых минералов стремится к бесконечности, Кс = 1, то Р = рт, а извлечение металла (или минерала) будет равно 100 %. Но даже при идеальной сепарации (Кс = 1) качество концентрата р определяется уровнем раскрытия и измельчения - Кр и Ки. В случае достижения полного раскрытия и идеальной сепарации 100%-е показатели будут достигнуты, если в процессе рудоподготов-
а
Рис. 1. Взаимосвязь степени раскрытия и потенциальных параметров обогащения: а - идеальные варианты - 1 - нераскрытый минерал; 2 - полураскрытый минерал; 3 - полностью раскрытый минерал; б - реальный вариант. Коэффициент раскрытия, определяемый углом наклона кривой элементарных фракций - X, равен Кр=1 - 1да, причем а измеряется от 45° до 0, а Кр от 0 до 1. Хр -граничное содержание сростков; рг, 0г - содержание металла в концентрате и в хвостах при идеальной вероятности разделения на границе (руда) - Р=1; при распределении содержание на границе 1 - эффективная сепарация, 2 - удовлетворительная и 3 - плохая (большое засорение концентрата бедными сростками, а хвостов - богатыми)
ки руда будет полностью раскрыта без переизмель-чения, т.е. Ки = ^изм/^вкр. = 1. В случае переизмельче-ния - Ки<1 в свою очередь, снижается коэффициент сепарации - Кс<1, т.е. при высоком содержании тонких классов очень трудно поддерживать коэффициент сепарации на уровне единицы.
Схема раскрытия минералов является структурной основой общей технологической схемы обогащения руды (рис. 3), т.е. характер вкрапленности руды и ее структура может определять раскрываемость ее отдельных компонентов, а значит и технологическую схему измельчения. Последняя является «каркасом», на котором формируется вся технологическая схема обогащения.
Степенью раскрытия полезного минерала называют отношение количества свободных зерен его в данном продукте к его общему количеству в нем. Достигается раскрытие измельчением материала, хотя степень раскрытия, как правило, ниже степени измельчения (рис. 3). На этом рисунке показана идеализированная схема куска руды, со-
Рис. 2. Модель раскрытия равномерно вкрапленной двухфазовой руды
стоящих из двух минералов Ли В, распределенных равномерно в соотношении 1:1. Если размер вкраплений минералов D, то для полного раскрытия минералов требуется разрушить кусок руды до размера D, но с учетом возможного сросткообра-зования, переизмельчим руду до размера d = D/2, т.е. в два раза. В соответствии с рисунком 1 в объеме одного зерна - D3 полностью раскроется только часть минерала с объемом d3. Степень раскрытия в этом случае Кр = 1 /23=0,12, т.е. только 12% минералов будут представлены моно-минеральными зернами - остальные - сростками. С учетом определения легко убедиться, что степень измельчения при такой вкрапленности по формуле Годэна равна:
Кр = </-1//)3, (4)
где i= D/d- степень измельчения.
При этом измельчении происходит частичное разрушение межмолекулярных или ионных связей кристаллической решетки, что связано с большими энергозатратами.
Полное разрушение этих связей в металлургических процессах (плавка) с последующим гравитационным разделением металла и шлака требует еще больших энергозатрат (как правило, на порядок), поэтому применимо только к высококачественным концентраторам, а не к сырью.
Схема раскрытия минералов является структурной основой общей технологической схемы обогащения руды (рис. 3), т.е. характер вкрапленности руды и ее структура может определять раскрываемость ее отдельных компонентов, а значит и технологическую схему измельчения. Последняя
является «каркасом», на котором формируется вся технологическая схема обогащения. Здесь она показана на трехосной диаграмме «рудные зерна - Р, сростки - С, нерудные зерна - Н». Читается она по часовой стрелке и каждой точке соответствуют три координаты состояния измельченного продукта - Р, С, и Н. Полное раскрытие (идеальный случай) наступает на линии Р- Н, при С = 0. Координаты состояния после любой стадии измельчения находятся на уровнях параллельных линии Р - Н и приближающихся к последней с увеличением степени измельчения за счет повышения раскрытия.
В соответствии с правилом Чечотта и в зависимости от особенностей раскрытия конкретного типа руды после I стадии измельчения выделяют либо часть концентрата (рис. 3.б), либо хвосты (рис. 3,в), либо и то, и другое, а сростки направляют на дальнейшее раскрытие (рис. 3,а) в соответствии с кривыми III, II, I на треугольнике. Очень важно после каждой стадии измельчения выводить из процесса обогащения не менее 15-20% готовых продуктов (по выходу от исходного материала). Линии равного измельчения (по стадиям по стадиям параллельны оси Н-Р.
Так, для руды типа а уже после первой стадии измельчения, если того позволяет эффективность применяемых методов сепарации можно вывести из процесса часть готовых продуктов, сужая дальнейший фронт измельчения. Для руд типа б и в после первой стадии измельчения можно получить готовом виде только часть концентрата или хвостов, а ос-
Рис. 3. Принципиальные схемы раскрытия руд различных типов: а - раскрываются рудные и нерудные; б- первыми раскрываются рудные; в - первыми раскрываются нерудные минералы
тальное требует дальнейшего измельчения для полного раскрытия.
При сепарации сильномагнитных материалов наиболее контрастно отличаются магнитные свойства рудной смеси и немагнитных минералов пустой породы, поэтому здесь в I стадии выделяют, как правило, только хвосты, несмотря на то, что значительная часть рудного минерала тоже раскрыта. В этих условиях применение высокоселективных процессов, например сухой центробежной сепарации, для выделения части готового концентрата в I стадии является важным технологическим резервом магнитного обогащения.
В последние годы в этом направлении сделано очень много и вывод готовых продуктов по технологической цепочке осуществляется за счет внедрения бесклассификационных схем (магнитная сепарация с выводом промпродукта в замкнутый цикл, на до-измельчение), внедрение магнитной дешламации на последних стадиях и т. п.
Таким образом, в процессах обогащения полезных ископаемых главным принципом техники и технологии остается достижение максимальной степени раскрытия при минимальной степени измельчения. Повышение степени раскрытия за счет роста степени измельчения лишено практического смысла.
С этой целью технологическая схема измельчения должна стать «скелетом» общей технологической схемы, показатели которой по нашим программам могут быть получены для конкретных технологических типов руд (технологическое картирование).
В этом случае определение потенциальной обога-тимости сырья имеет очень важное значение. Современные методы микроскопического и микро-зондового анализа в сочетании с компьютерной обработкой позволяют быстро и эффективно исследовать различные фракции крупности продуктов обогащения полезных ископаемых и легко различают чистые рудные зерна, чистые нерудные зерна и сростки. Обозначим количество рудных зерен через - р, нерудных зерен - н, а количество сростков - с. Рудные зерна р имеют содержание минерала равно единице, в нерудных - н оно равно нулю. Содержание минерала в сростках находится в пределах от 0 до 1: 0 < с < 1.
Разделение смеси зерен при обогащении на два продукта происходит по границе разделения Хо. Часть сростков (рис. 1) пойдет в концентрат, а часть в хвосты. Разделение может происходить визуально
- ручная рудоразборка или в различных сепараторах (по граничной плотности разделения, граничной магнитной восприимчивости, флотируемости и т.д.).
Обозначим выход (количество) полученной рудной фазы - А, тогда
А = р + ю-с, где ю - содержание рудной фазы в сростках в долях единицы.
ю = (А - р)/с, а степень оруденения сростков ОР = ю/(1 - ю) чем больше ОР, тем больше потери полезного минерала и хуже результаты обогащения.
Обозначим количество нерудной фазы буквой В, тогда В = 1 - А.
Степень раскрытия рудной и нерудной фаз в этом случае по определению равна: КрА = р/А = (А -ю- с)/А и КрВ = н/В = н /(1 - А).
Сростки условно можно разделить на две группы, находящиеся по разные стороны от границы разделения: сростки с преобладанием рудных минералов или богатые сростки и сростки с преобладанием нерудных минералов или бедные сростки.
А = ю1'С1 + ю2-с2
(5)
Идеальные показатели сепарации легко найти из следующих выражений:
выход концентрата: у = р + ю1; качество концентрата: в = (р + ю1-с1)/(р+ с2); извлечение минерала в концентрат: 8 = (р + ю1с1)/А, где р + ю1-с1 - количество рудного минерала в концентрате; А - количество рудного минерала в исходном.
В процессах обогащения значительно легче отделить нерудную фазу от рудной, чем разделить рудную фазу и сростки, поскольку в первом случае значительно выше относительная разность (контрастность) свойств, по которым происходит разделение.
Обычно в первом приеме обогащения выделяют нерудные зерна, а рудную смесь Р = (р + с1 + с2) выделяют в отдельный промежуточный продукт (черновой концентрат).
Содержание полезного минерала в этом продукте составляет:
в = (р + ю1С1 + ю 2'02)/(р + с + с2) (6)
Характеризовать соотношение выхода сростков и содержания рудного минерала в них можно по формуле профессора Куделина, установленной им на основе многочисленных экспериментов:
в = (1 - У)(1' ю)/“ = (1 - Т)1/Ор (7)
При увеличении содержания минерала прямо пропорционально выходу этого продукта характеристика будет прямой линией. В других случаях - это будет выпуклая или вогнутая линия. Если ю - доля рудных сростков:
ю = (А - р)/с = 0,5, то степень оруденения ОР =ю/(1 - ю) = 1 и функция «выход- качество» характеризуется прямой. При ю > 0,5 и ОР > 1 - зависимость «выход-качество» будет характеризоваться выпуклыми линиями, а при 1 - ю = 1 1 -ю = о 5 ю > 0,5 и ОР > ю (О
1 - эта же зависимость будет представлена вогнутой линией.
Подставляя значение ОР в предыдущую формулу, получим:
Р = -
7
А -
ю
(р -г)°
(8)
где в - изменение рудного минерала в сростках, по мере увеличения выхода сростков. Р = (р + с1 + с2) -рудная смесь.
Аналогично определяется извлечение металла в концентрат и потери его в хвостах:
, 0)(Р - у) 0)(р - у)
е = 1-----у . 11 ; и = —?-------(9)
1-ю ’ 1-ю 4 '
А ю с ю (1 -у)
Кривые обогатимости (см. рис. 4) строятся сле-
дующим образом. Первый участок кривой в (содержание металла в концентрате) - р представляет собой горизонтальную прямую, параллельную оси абсцисс при в = втеор, т.е. теоре-тическому содержанию металла в чистом минерале. По горизонтали этот участок ограничен точкой с абсциссой р- содержание чистых рудных зерен в пробе. На втором участке кривой - с координаты точек в определяются по формуле (8) при заданных величинах. На третьем участке кривой - н содер-жание в хвостах и близко к нулю (формула 9).
Потенциальная обогатимость руды, таким образом определяется по следующим параметрам минералогического исследования:
1. А- содержание рудной фазы;
2. Р - выход рудной фазы;
3. ОР -степень оруденения сростков;
4. с - выход сростков.
Применение специальных компьютерных программ позволяет в лабораторных условиях с помощью стадиального измельчения и минералогического анализа продуктов прогнозировать результаты обогащения и синтезировать оптимальные технологические схемы для каждого типа руды.
В результате на основе анализа результатов раскрытия минералов пробы мы априори узнаем не только каких технологических результатов может достигнуть промышленность на данном месторождении, но и пути их достижения в технологических схемах обогащения и проектировать конкретные обогатительные фабрики.
1-ю
с
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Гершойг Ю.Г., Куделин Н.В. Оценка обогатимости железных руд. «Обогащение руд», № 1, стр. 16-21,
обогащения (учебник). - М., Недра,
6. Кармазин В. И, Серго Е.Е., Жендринский А.П. и др. Процессы и машины для обогащения полезных ископаемых - М., Недра, 1974. 7. Остапенко П.Е. Обогащение железных руд. - М., Недра, 1985.
1989.
2. Верховский И.М. Основы проектирования и оценки процессов обогащения полезных ископаемых. -М-Л., Углетехиздат, 1949.
1961 г.
4. Кармазин В.И. Современные методы магнитного обогащения руд черных металлов. - М., Госгортехиз-дат, 1962.
3. Кармазин В.В, Кармазин В.И. Магнитные и электрические методы
5. Кармазин В.И, Кармазин В.В. Магнитные методы обогащения. - М., Недра, 1984.
8. Ревнивцев В.И, Комлев АМ, Урванцев А.И. Рациональная технология обогащения кислых кварцитов. Обогащение руд № 6, с.13-15, 1984.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Кармазин В.В. - профессор, доктор технических наук, Московский государственный горный университет.
Издательство Московского государственного горного университета объявляет конкурс под девизом
1. Экономика горной промышленности.
2. Обогащение полезных ископаемых.
3. Геомеханика.
4. Шахтное и подземное строительство.
5. Теоретическая механика для горных вузов.
6. Материаловедение (практикум).
7. Горные машины.
8. Метрология, стандартизация, сертификация.
Срок подачи рукописей на конкурс - до 1 октября 2003 г.
Наш адрес:
119991 Москва, ГСП-1, Ленинский проспект, д. 6
Издательство Московского государственного горного университета
Контактные телефоны: (095) 236-9780, 737-3265
КОНКУРС
«СТО ЛУЧШИХ УЧЕБНИКОВ ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ» в следующих номинациях:
Файл: КАРМАЗИН
Каталог: G:\По работе в универе\2003г\Папки 2003\GIAB6_03
Шаблон:
C:YUsers\Таня\AppData\Roammg\Micшsoft\ШаблоныYNor•maLdo
Ш
Заголовок: Использование взаимосвязи параметров раскрытия и
режимов сепарации минералов для достижения максимальной технологич Содержание:
Автор: Кармазин В.В.
Ключевые слова:
Заметки:
Дата создания: 14.05.2003 16:10:00
Число сохранений: 14
Дата сохранения: 08.11.2008 22:10:00
Сохранил: Таня
Полное время правки: 20 мин.
Дата печати: 08.11.2008 22:34:00
При последней печати страниц: 5
слов: 2 660 (прибл.)
знаков: 15 164 (прибл.)
