CC BY
32
УДК 622.713
DOI 10.21285/0130-108Х-2016-57-4-100-108
ПРИМЕНЕНИЕ CVD-ТЕХНОЛОГИИ НА ЛЕЖАЛЫХ ТЕХНОГЕННЫХ ОТВАЛАХ В ПОЙМЕ р. ЩУЧЬЯ
© В.В. Пелих1, В.М. Салов2
1,2Иркутский национальный исследовательский технический университет, 664074, Россия, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83.
Цель работы - увеличить технологическое извлечение Au, Pt, Pb из техногенных хвостов обогащения. В данной статье изложены результаты полупромышленных испытаний на лежалых хвостах в пойме р. Щучья Красноярского края, в районе г. Норильска. Техногенные лежалые хвосты представляют собой смесь с речными обломно-механическими породами.
В статье описаны и систематизированы проблемы существующей схемы переработки данных хвостов, так как материал, поступающий на переработку, характеризуется большим содержанием сульфидов, золота и металлов платиновой группы [1].
Вовлекаемые в переработку пески на 90-95% представлены классом (-2+0 мм), однако в них встречаются природные образования (речная галя, валуны) крупностью до 500 мм. Целевыми металлами являются Au, Pt, Pd, а товарным продуктом фабрики - гравиконцентрат с содержанием 100-250 г/т по сумме целевых металлов.
До проведения испытаний извлечение целевых металлов на фабрике не превышало 10%. В этой связи предложено использовать технологию центробежной сепарации с непрерывной варьируемой разгрузкой, совместно с полупромышленной установкой.
В статье описаны теоретические основы процесса, приведены практические результаты тестов. Анализ полученных результатов показал, что технологическая схема должна начинаться с качественного процесса рудоподготовки, а стабильность питания - осуществляться конвейерной системой (вероятно, с весовой ячейкой), которая бы равномерно подавала пески на бутару. Предложено улучшить схему цепи аппаратов, которая эксплуатируется в настоящее время, используя центробежный сепаратор Knelson CVD6.
Результаты полупромышленных испытаний рассмотренной схемы довели технологическое извлечение только по одной стадии центробежного извлечения с перечисткой до уровня 15%.
Ключевые слова: Центробежная сепарация, техногенные отвалы, перечистка хвостов, платиноиды, тонкий металл, сульфиды, гравитационная переработка, упорные руды, концентраторы Knelson.
Формат цитирования: Пелих В.В., Салов В.М. Применение CVD-технологии на лежалых техногенных отвалах в пойме р. Щучья // Известия Сибирского отделения Секции наук о Земле Российской академии естественных наук. Геология, поиски и разведка рудных месторождений. 2016. № 4 (57). С. 100-108. DOI 10.21285/0130-108Х-2016-57-4-100-108.
APPLICATION OF CVD-TECHNOLOGIES ON MATURE TAILINGS IN THE RIVER SHCHUCHIYA FLOOD PLAIN
V.V. Pelikh, V.M. Salov
Irkutsk National Research Technical University, 83, Lermontov St., Irkutsk, Russia, 664074.
The purpose of the work is to increase the technological extraction of Au, Pt, Pb from industrial concentration tailings. This article presents the results of semi-industrial tests carried out on mature tailings in the flood plain of the river Shchuchiya, Krasnoyarsk Territory, in the area of the Norilsk town. Technogenic mature tailings are mixed with fluvial chip mechanical rock fragments.
1Пелих Владислав Вадимович, аспирант кафедры автоматизации производственных процессов, е-mail: Pelich2289@mail.ru
Pelikh Vladislav, Postgraduate of the Department of Automation of Industrial Processes, е-mail: Pelich2289@mail.ru
2Салов Валерий Михайлович, кандидат технических наук, профессор кафедры автоматизации производственных процессов, тел.: (3952) 405117, e-mail salov@istu.edu
Salov Valeriy, Candidate of Technical sciences, Professor of the Department of Automation of Industrial Processes, tel.: (3952) 405117, e-mail salov@istu.edu
The article describes and systematized the problems of the existing processing procedure of these tailings, since the material to be processed is characterized by a high content of sulfides, gold and platinoids [1].
90-95% of the sands involved in the processing are represented by the class (-2+0 mm), however, they include natural formations (river pebble, boulders) with the size up to 500 mm. The target metals are Au, Pt, Pd, the commercial product of a plant is a gravity concentrate containing 100-250 g/t of target metal accumulation.
Before testing, the extraction of target metals at the factory did not exceed 10%. Therefore, it was proposed to use a technology of centrifugal separation with continuous variable discharge in combination with a semi-industrial installation.
The article describes the theoretical foundations of the process and provides the practical results of the tests. The analysis of the obtained results has showed that the process flow sheet should begin from the quality ore preparation, feeding stability should be ensured by a conveyor system (probably with a weighting load cell), which would provide a uniform feed of sands on a trommel. It is proposed to improve concentrator flow sheet, which is currently operated, through the use of a centrifugal separator Knelson CVD6.
The results of semi-industrial tests of the examined procedure allowed to improve the technological extraction up to the level of 15% just at one stage of centrifugal extraction with recleaning.
Keywords: centrifugal separation, technogenic dumps, tailing recleaning, platinoids, fine metal, sulfides, gravity processing, refractory ores, Knelson concentrators
For citation: Pelikh V.V., Salov V.M. Application of CVD-technologies on mature tailings in the river Shchuchiya flood plain. Proceedings of the Siberian Department of the Section of Earth Sciences, Russian Academy of Natural Sciences. Geology, Prospecting and Exploration of Ore Deposits. 2016. No. 4 (57). P. 100-108. DOI 10.21285/0130-108X-2016-57-4-100-108.
Центробежные сепараторы с непрерывным варьируемым выходом концентрата по технологии Кпекоп С"УВ -это гравитационные приборы, конструктивно выполненные в виде вертикальной центрифуги. Процесс разделения минералов в центробежном концентраторе происходит под действием высокой центробежной силы с применением технологии флюидизации для разрыхления минеральной постели. Отличительной чертой технологии непрерывной варьируемой разгрузки является возможность регулирования массового выхода концентрата. Выход концентрата осуществляется без остановки ротора машины путем открытия пережимных клапанов, находящихся в концентрационном кольце (рифле) ротора. Регулировка выходка концентрата осуществляется путем настройки частоты открытия клапанов, и времени, в течение которого клапаны остаются открытыми.
Участок открытых горных работ на р. Щучья расположен в г. Норильске Красноярского края. Он представляет собой техногенные залежи хвостов, смешанных с речной обломочно-механиче-ской породой. Пески характеризуется высоким содержанием различных минералов с высоким удельным весом, большим содержанием сульфидов, металлов
платиновой группы и золота, представленных в различных морфологических формах. Гранулометрический класс вовлекаемых в переработку песков на 9095% процентов представлен классом (2+0) мм, однако в песках также встречаются природные образования (речная галя, валуны) крупностью до 500 мм [1].
Обогатительная установка участка горных работ постоянно дорабатывается с целью повышения показателей извлечения, однако на момент исследований принципиальная компоновка выглядела так, как это изображено на рис. 1. Основная схема реализована путем подачи песков в скруббер-бутару, где продукт (+12) мм уходит в отвал, а класс (-12) мм подается на операцию предварительного грохочения с разделением на сетке 2 мм. Подрешетный продукт грохотов подается на пульподелитель, который распределяет питание на три концентратора (в ходе эксперимента отделялся четвертый поток на пилотную установку).
Основная обогатительная схема фабрики включает в себя три центробежных концентратора-сепаратора с периодической разгрузкой концентрата. Товарным продуктом фабрики является гравиконцентра с содержанием 100-250 г/т по сумме целевых металлов. Целевыми металлами являются Аи, Р^ Pd.
Рис. 1. Схема цепи аппаратов обогатительной установки
К моменту проведения полупромышленных испытаний технологический процесс характеризовался крайне низким извлечением целевых металлов (10-15%). Низкое извлечение было вызвано как проблемами технологии, так и крайне сложным минералогическим составом.
Нами были выявлены следующие причины низкого извлечения целевых металлов.
сложный минеральный состав перерабатываемых песков;
- высокое содержание сульфидов;
- целевые металлы ассоциированы с сульфидами;
- низкое качество рудоподго-товки перед основным обогатительным процессом;
- низкая плотность питания (низкое массовое отношение жидкой к твердой фазе Ж:Т);
- нестабильная подача питания;
- большая часть свободных металлов залегает в тонких классах,
до 90% - в классе (-0,1) мм.
Гранулометрический состав приведен в табл. 1. Анализ концентрата с центробежных сепараторов с периодической разгрузкой показывает, что даже после гравитационной переработки в классе (-2+0,5) мм (наиболее легкообога-тимый класс) содержится не более 3-5% от общего количества целевых металлов. При этом порядка 70% металла находится в классе (-0,071+0) мм.
При вторичной переработке хвостов обогатительной установки извлечение металлов целевой группы не снижалось, а оставалось на прежнем уровне в 10%, что говорит о том, что металлы извлекаются при первичном обогащении по текущей схеме не полностью. Из опыта применения концентраторов с периодической разгрузкой известно, что такое протекание процесса характерно для руд, целевые металлы которых в большей степени ассоциированы с сульфидами [2, 3].
Таблица 1
Распределение металла по классам крупности в концентрате центробежных сепараторов (по данным, предоставленным специалистами предприятия)
Класс, мм Вес, г Выход, % Содержание, г/т Распределение, %
Au Pd Pt Z Ме Au Pd Pt Z Ме
-2+1 487,3 9,27 0,04 1,3 0,38 1,72 0,09 0,40 0,13 0,26
-1+0,5 630,4 11,99 0,22 3,2 1,3 4,72 0,63 1,27 0,58 0,92
-0,5+0,25 1139,8 21,68 0,13 1,9 1,6 3,63 0,68 1,36 1,30 1,28
-0,25+0,1 1870,0 35,57 1,8 5,3 5,8 12,9 15,35 6,22 7,71 7,49
-0,1+0,071 570,0 10,84 10 49 48 107 25,99 17,52 19,44 18,94
-0,071+0,040 440,0 8,37 22 171 151 344 44,14 47,20 47,22 47,00
-0,040 120,0 2,28 24 346 277 647 13,13 26,04 23,62 24,11
Всего 5257,5 100,00 4,17 30,32 26,76 61,26 100,00 100,00 100,00 100,00
Обогащение руд с высоким содержанием сульфидов на центробежных сепараторах протекает по следующему механизму. В момент подачи питания, когда открывается задвижка питания концентратора и рифельная часть конуса заполняется первичной пустой породой, начинается процесс сепарации. В связи с высоким содержанием крупных и мелких вмещающих сульфидов и прочих несущих минералов в первые минуты работы в рабочей части флюидизационной постели происходит активный массоб-мен. Рифли довольно быстро заполняются сульфидами, в этот момент содержание в концентрате становится пропорционально равным среднему содержанию целевых металлов в сульфидах (обычно несущие сульфиды могут иметь содержание 10-30 г/т). После того как рабочая часть флюидизационной постели заполняется сульфидами, прирост содержания в концентрате замедляется, а содержание в хвостах увеличивается. Такое поведение обусловлено тем, что вновь прибывающие сульфиды, обладающие тем же удельным весом, уже не могут проникнуть во флюидизационную постель либо проникают туда, но при этом выталкивают те сульфиды, которые там уже находились. Дальнейший прирост содержания обусловлен попаданием в постель свободных частиц металлов и их сплавов с высоким удельным весом. Однако улавливание этих особо
ценных частиц затруднено в связи с тем, что постель, забитая сульфидами, трудно проницаема для попадания пусть и тяжелых, но тонких и часто имеющих уплощенную форму частиц благородных свободных металлов. Это приводит к недостаточно эффективному извлечению свободных частиц металла и, соответственно, к потерям [3].
Морфологический анализ металлов концентрата нами не проводился, но вероятнее всего, большая часть металла тонко вкраплена в сульфиды. В условиях обогатительной фабрики невозможно эффективно извлечь металл из сульфидов без тонкого измельчения и гидрометаллургии, а центробежные сепараторы с периодической разгрузкой имеют слишком маленький выход концентрата, чтобы уловить весь объем сульфидов. Поэтому общее технологическое извлечение находится на крайне низком уровне.
Для улучшения показателей было предложено испытать на фабрике центробежный сепаратор с непрерывной варьируемой разгрузкой в комплексе с полупромышленной установкой (схема которой изображена на рис. 2) [4].
Специфика использования концентраторов серии СУБ (концентраторы с непрерывной варьируемой разгрузкой) связана с извлечение целевых металлов, но для этого массовый выход концентрата должен быть на уровне от 1 до 50%,
Рис. 2. Принципиальная схема использования пилотной установки в комплексе обогатительной установки:
1 - переключатель обвода питания/пробоотборник питания;
2 - пробоотборник концентрата; 3 - пробоотборник хвостов
а минимальное необходимое отношение удельной массы целевого минерала к пустой породе должно быть 1,5. Чаще всего центробежные сепараторы с непрерывной разгрузкой применяются для касси-теритовых, вольфрамитовых, галечнико-вых, хромититовых руд либо при обогащении благородных металлов, вкрапленных в сульфидные минералы.
В случае с исследуемыми песками для повышения извлечения было предложено использовать концентраторы Кпекоп СУБ, которые в отличае от центробежных концентраторов с периодической разгрузкой могут обеспечить большой и непрерывный выход концентрата [5].
Испытания технологии СУВ происходили с использованием полупромышленной установки с применением концентратора СУБ6 (см. рис. 1). Технологическая схема с обозначением точек отбора проб приведена выше на рис. 2.
Необходимо было обеспечить поток питания на установку в объеме 1 т/ч по твердому, однако из-за нестабильности потока питания и плотности обеспечить постоянство даже в пределах короткого времени было трудно, поэтому замеры осуществлялись в ходе каждого эксперимента.
Каждый эксперимент сопровождался количественным замером производительности по питанию путем отбора всего объема питания концентратора в течение 5 мин, а также замером выхода концентрата путем отбора всего объема питания концентратора в течение 5 мин. Качественный отбор производился по трем потокам: отбор пробы питания, отбор пробы хвостов, отбор пробы концентрата. Отбор происходил по средствам использования щелевых автоматических пробоотборников через равные промежутки времени в течение рабочей смены (табл. 2, рис. 3).
Таблица 2
Сводная таблица по результатам испытаний
Интервал между разгрузками, с 6 10 15 20 25 30 40 50 60
Расход флюидизацион-ной воды, л/м 35 35 40 40 40 40 40 40 40
Центробежный сепаратор KC-CVD6
Выход концентрата, % 23 21 9,98 6,86 15 5,25 3,64 3,08 2,04
Извлечение, % 35,78 33,53 31,72 24,94 37,54 21,6 33,86 15,23 7,9
Содержание, г/т 3,77 5,3 10,16 7,4 6,99 8,38 26,7 10,9 7,88
Степень концентрации CVD 1,55565 1,59666 3,17835 3,63556 2,50266 4,11428 9,30219 4,94480 3,87254
Концентрационный стол
Выход концентрата (от питания концентратора), % 1,74 2,8 0,86 0,53 1,39 0,54 0,5 0,53 н/д
Извлечение (сквозное по установке), % 13,39 15,46 н/д 35,08 13,64 16,33 8,85 20,17 н/д
Содержание, г/т 18,71 18,69 н/д 27,1 27,28 62 50,46 78,3 н/д
Степень концентрации CVD 7,69540 5,52142 н/д 66,18867 9,81294 30,24074 17,7 38,05660 н/д
Выход конецнтрата СУБ/технологи-ческое извлечение 0,58217 0,73619 н/д 9,64849 0,90933 3,11047 2,43131 6,54870 н/д
Рис. 3. Графическое отображение соотношений выходов концентрата и извлечения по различным режимам обогащения
Анализ полученных данных позволяет сделать следующие выводы:
- снижение выхода концентрата СУБ ведет к снижению извлечения, однако тренд падения извлечения довольно пологий, отчетливое снижение извлечения наблюдается, когда выход концентрат падает ниже 10%;
- извлечение ценных компонентов на столе перерабатывающего концентрат СУБ колеблется, однако результирующий тренд показывает линейность без зависимости от выхода или извлечения на концентраторе.
Значительное снижение извлечения наблюдается при выходе концентрата ниже 10% от питания сепаратора. Однако конечное извлечение на столе мало коррелирует с извлечением на центробежном сепараторе. Извлечение в черновой концентрат 20% металла или извлечение в 37% в конечном счете имеют одинаковый процент извлечения на столах в районе 13-16% (от питания концентратора), что, скорее всего, говорит о том, что в концентрат уходят в основном наиболее тяжелые и богатые минералы, содержание которых держится примерно на одном уровне (рис. 4) [6, 7].
Таким образом, из вышесказаного следует, что:
1. Результаты, полученные при проведении теста, можно назвать перспективными, технологическое извлечение только по одной стадии центробежного извлечения с перечисткой находится на уровне 15% при том, что в настоящий момент фабрика дает извлечение лишь в пределах 10%.
2. По представленным данным видно, что существует необходимость сужения перерабатываемого класса до (1) мм, что позволит снизить нагрузку на схему и снизить фактор влияния крупных частиц на флюидизационную постель.
3. Можно предложить перспективную схему цепи аппаратов переработки песков с использованием концентраторов СУБ (рис. 5).
Технологическая схема должна начинаться с качественного процесса ру-доподготовки. Стабильность питания осуществляется при использовании бункера-питателя с защитным колосником по классу (-200) мм конвейерной системой (вероятно, с весовой ячейкой), которая бы равномерно подавала пески на бутару. Подачу воды в бутару необходимо контролировать и регулировать в совокупности с весовой ячейкой конвейера,
Рис. 4. Фотография веера СКО при перечистке концентрата центробежного сепаратора
Рис. 5. Перспективная схема цепи аппаратов переработки песков с использованием концентраторов CVD
что обеспечит стабильность подготовки водно-песковой смеси с установленным значением плотности. Пульпа должна проходить классификацию на грохоте с сеткой 1 мм, а готовая пульпа по классу крупностью (-1) мм должна подаваться на центробежные сепараторы СУБ, в которых будет происходить выделение сульфидов, несущих целевые металлы. Пульпа со сниженным содержанием несущих минералов должна подаваться на центробежные сепараторы с периодической разгрузкой, в которых свободный
целевой металл и сплавы эффективно извлекаются в товарный концентрат. Схема доводки чернового концентрата С"УБ должна быть построена на разделении поступающего материала на три типа концентрата: 1 - магнитный концентрат для шихтовки с товарным концентратом; 2 - «головка» столов, которая является товарным концентратом; 3 -промпродукт перечистного стола - сульфидный низкопробный концентрат для хранения на балансе или на продажу ГМК.
Библиографический список
1. Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых. Т. 1. Обогатительные процессы. М.: Горная Книга, 2008. 417 с.
2. Богданович A.B. Разделение минеральных частиц в центробежных полях - обогатительная технология будущего // Горный журнал. 1997. С. 32-36.
3. Богданович A.B., Коган Д.И. Некоторые закономерности разделения минеральных частиц в центробежном поле. Иркутск, Изд-во Иргиредмета, 1995. 115 с.
4. Концентратор Knelson непрерывной варьируемой разгрузки концен-
трата. Инструкция по применению. Бюллетень по применению № CVD 0200 // Обогащение мелкого угля. 2008. 76 с.
5. Роль концентратора Knelson CVD (непрерывной варьируемой разгрузки концентрата) в повышении эффективности обогащения минерального сырья. 2011. 48 с.
6. Knelson B.V. Centrifugal concentration and separation of precious metal // Gold mining. 1988. 87 с.
7. Knelson B.V. The Knelson concentrator metamorphosis from crude beginning to sophisticated world-wide acceptance // Mineral engineering journal. 1992. 93 с.
References
1. Avdohin V.M. Osnovy obogash-henija poleznyh iskopaemyh [Foundations of mineral processing]. V. 1. Obogatitel'nye processy [Vol. 1. Dressing processes]. Moscow, Gornaja Kniga, 2008. 417 p.
2. Bogdanovich A.B. Razdelenie min-eral'nyh chastic v centrobezhnyh poljah -obogatitel'naja tehnologija budushhego [Separation of mineral particles in centrifugal fields - a concentration technology of the future]. Gornyj zhurnal [Mining Journal], 1997, pp. 32-36.
3. Bogdanovich A.B., Kogan D.I. Nekotorye zakonomernosti razdelenija min-eral'nyh chastic v centrobezhnom pole [Some regularities of mineral particles separation in a centrifugal field]. Irkutsk, Ir-giredmet Publ., 1995. 115 p.
4. Koncentrator Knelson nepreryvnoj var'iruemoj razgruzki koncentrata. In-strukcija po primeneniju. Bjulleten' po
primeneniju № CVD 0200 [Knelson concentrator of continuous variable concentrate discharge. Service manual. Bulletin on the application of no. CVD 0200]. Obogash-henie melkogo uglja [Pea-coal dressing], 2008. 76 р.
5. Rol' koncentratora Knelson CVD (nepreryvnoj var'iruemoj razgruzki koncen-trata) v povyshenii jeffektivnosti obogash-henija mineral'nogo syrja [The role of the CVD Knelson concentrator (for continuous variable concentrate discharge) in the improvement of mineral processing efficiency]. 2011, 48 р.
6. Knelson V.V. Centrifugal concentration and separation of precious metal. Gold mining, 1988. 87 р.
7. Knelson V.V. The Knelson concentrator metamorphosis from crude beginning to so-phisticated world-wide acceptance. Mineral engineering journal, 1992. 93 р.
Статья поступила 17.05.2016 г.
Article received 17.05.2016.
