CC BY
74
© В.В. Кармазин, А.С. Опалев, О.И. Рыбакова, Д.В. Дядченко, П.И. Пилов, 2002
УДК 622.7
В.В. Кармазин, А.С. Опалев, О.И. Рыбакова,
Д.В. Дядченко, П.И. Пилов
СЕПАРАЦИОННЫЕ ЭФФЕКТЫ ПРИ СЕГРЕГАЦИИ ПОЛИДИСПЕРСНЫХ ВЫСОКОКОНЦЕНТРИРОВАННЫХ СУСПЕНЗИЙ
В связи с истощением традиционного сырья золотодобычи России - россыпных месторождений, в последние годы на промышленное освоение в большинстве случаев передаются россыпи, а также техногенные месторождения с преобладанием золота крупностью 0,25-0 мм, причем «бортовое» содержание иногда составляет около 1 г/т и менее. Это требует для поддержания или увеличения уровня добычи золота соответственного увеличения производительности по объему перерабатываемой пульпы, а последнее в столько же раз увеличивает потери мелкого и тонкого золота в эфель-ных хвостах. Последние при гравитационной переработке отвалов на шлюзах иногда достигают 50% и более, что естественно, так как при многократном использовании одной и той же технологии количество извлекаемого золота падает, а потери возрастают, так как мелкие классы в том же количестве снова и снова теряются.
К мелким классам условно относят золотины менее -0,2 мм, а к тонким - 0,05 мм. Самые совершенные гравитационные аппараты - сепараторы Кнельсона, шламовые концентрационные столы и др. при небольшой производительности способны извлекать частицы крупностью менее 0,03 мм. Основные потери, как правило, связаны с тонким и плавучим золотом пластинчатой формы, частицы которого вследствие большого коэффициента гидродинамического сопротивления вообще не оседают в потоке при больших скоростях в гидрошлюзах глубокого наполнения (2-3 м/с). В принципе, благодаря эффекту Магнуса (подъем частиц в поток при их качении по дну), эти частицы почти невозможно осадить и в шлюзах мелкого наполнения. С учетом сложившегося состава техногенной сырьевой базы и эфельных хвостов текущей добычи на основании вышеизложенного можно утверждать, что гравитационные методы вообще не позволяют извлекать тонкое золото и такое золото уходит с водой [1].
Необходимость доизвлечения золота из отвалов определяется только экономическими требованиями - «золото не должно быть дороже золота», но при этом надо учитывать интересы землепользователей и охраны окружающей среды и попутно извлекать техногенную ртуть, арсениды, цианиды и другие токсины.
Важно знать форму и природу уносимого с потоком мелкого и тонкого золота. Кроме самородного золота или платиноидов, встречаются и связанные формы: сростки с кварцем, сульфиды, арсениды. Иногда при отработке техногенных месторождений оно присутствует в
хвостах в виде диспергированной амальгамы, причем последняя имеет ярко выраженные магнитные и ферромагнитные свойства, за счет растворения техногенного скрапа. [2]. Золото и платина часто обладают магнитными свойствами за счет растворенного в них железа (до 2 %), оболочек из оксидов и гидроокислов железа, поэтому более эффективно их можно доизвлекать магнитными и комбинированными методами, попутно решая экологические проблемы, извлекая амальгамы с последующим удалением ртути.
Естественный нижний предел крупности частиц благородных металлов, извлекаемых гравитационными методами, определяется явлением равнопадаемости, изученном проф. П.В. Лященко еще в 1940 г. [3]. Согласно этому закону любые попытки повышать извлечение золота за счет снижения скорости потоков в шлюзах приведут к много кратному увеличению количества осажденного кварца в шлихе, делая переработку последнего нерентабельной. Учитывая известную разность плотностей разделяемых благородных металлов и основной породы - кварца (2,6 г/см3) можно говорить о коэффициенте равнопадаемости на уровне 7-8, т.е. золотины мельче 0^к будут уноситься потоком пульпы. Средний размер мелких зерен кварца составляет 0,1 -0,5 мм, а значит 30 мкм можно считать теоретически возможным нижним пределом крупности зерен золота, извлекаемых гравитационными методами. Это же, в основном, касается и частиц амальгамы. Таким образом, в эфельных хвостах создается определенная гранулометрия золота и кварца, создающая условия для их сепарации.
Практика показывает, что после окончания работы промывочных приборов зоне разгрузки хвостов (эфелей) содержание золота в них на поверхности илоотстойника или шламохранилища может составлять сотни миллиграмм на тонну, но через год это содержание будет близким к нулю. Зато на глубине 0,5 ми более оно по-прежнему будет таким же, как год назад на поверхности. По мнению старателей мелкое золото «проседает» в песке приблизительно на 0,5 м/год. Такая сегрегация интенсифицируется замерзанием и оттаиванием этого шламо-хранилища, сезонными дождями и оползнями, но главной физической основой этого эффекта является сложившееся в шлюзе соотношение гранулометрического состава золота и кварца.
Как известно, при кубической упаковке слоя шаров средний размер поровых каналов между ними составляет 0,1 диаметра шара. Именно по этой причине, с учетом упомянутой гранулометрии золота и кварца в хвостах, возможно продвижение золотин в слое кварца вниз по поровым каналам под действием силы тяжести. Таким образом, сегрегация происходит не только при осаждении, уплотнении осадка, но при определенных условиях и в сформировавшемся плотном осадке, что может послужить основой специального сепарационного процесса. Ниже сделана попытка теоретического анализа такой возможности.
При осаждении твердой фазы в полидисперсных суспензиях менее подвижные частицы создают для более подвижных квазижидкую среду повышенной вязкости и плотности, поскольку последние, обладая большей скоростью, вынуждены перемещаться в этой среде, испытывая со стороны менее подвижных сопротивления их движению. Вместе с тем, при движении крупных частиц эта среда проходит через поры и каналы, образованные слоем этих частиц, что приводит к эффекту взвешивания данного слоя. Для тонкодисперсных частиц при их ламинарном обтекании скорость осаждения составляет [4]:
V = ^ ^ - су (1 - у)(1 + Ь+с1 )Р (1 - сУу )[1 -
(1)
где у - содержание в твердой фазе суспензии частиц крупностью d; су - объемная концентрация твердой фазы; я-а- их удельная поверхность; я+а - удельная поверхность частиц крупностью >d; Vо - скорость движения частиц данной крупности и плотности в свободных условиях; ky - коэффициент упаковки твердой фазы в суспензии; X- толщина пограничного слоя жидкости на поверхности частиц твердой фазы.
Рассмотрим процесс осаждения полидисперсной твердой фазы суспензий в затопленном слое. Под действием силы тяжести частицы перемещаются к дну сосуда в котором происходит осаждение. При этом вблизи дна формируется осадок, а в верхних слоях образуется осветленная суспензия.
Из анализа приведенной формулы следует, что осаждение полидисперсной твердой фазы суспензий носит весьма сложный характер, поскольку концентрация и скорость осаждения непрерывно меняются по высоте. При этом выделяются такие фазы этого процесса: стесненное осаждение, сжатие и уплотнение образованного осадка и замедленного уплотнение осадка, практически соответствующего окончанию процесса сгущения.
Фаза стесненного движения характеризуется селективностью движения частиц, при котором различие скоростей в данных условиях обусловлено их крупностью и плотностью. Вместе с тем, из верхних слоев суспензии в нижние раньше перемещаются более крупные и плотные частицы, изменяя гранулометрический состав и концентрацию твердой фазы в объеме осаждающейся суспензии.
Изменившиеся условия осаждения приводят к изменению его кинетики.
формирование осадка происходит при некоторой концентрации твердой фазы [4], при которой соприкасаются пограничные слои дисперсионной среды, покрывающие поверхность частиц, что приводит к структурированию части суспензии с высокой концентрацией твердой фазы. При образовании структуры осаждение отдельных частиц практически прекращается и начинается фаза уплотнения осадка, протекающая замедленно из-за невысокой скорости сближения частиц.
Твердые частицы в структурированной части суспензии образуют поры и каналы, эквивалентный диаметр которых, согласно [5], равен:
, _2 ,( 1 Л
de ~~d---------1 , (2)
3 с,
где d - средний диаметр твердых частиц, образующих структуру.
Удельный (на единицу площади осаждения) поток частиц, переходящих, в осадок равен сумме произведений массовых концентраций этих частиц различной крупности на скорости их осаждения на границе перехода их зоны стесненного осаждения в зону осадка, т.е.:
Q = ^ с, , масса частиц, перешедших за время & в
осадок dm = QSdt , где S - площадь осаждения. Поскольку поток частиц, переходящих в осадок, является функцией времени из-за неодинаковой скорости осажде-
t
ния различных фракций, то т = S | Q (^ .
0
Массовая концентрация частиц заданного диапазона крупности Х1_1...Х1 , находящихся в суспензии равна произведению массовой концентрации всех частиц, находящихся во взвешенном состоянии, на их содержание, характеризуемое их выходом: с^ = €0У\ . При известной функции распределения частиц по крупности р(х, t) эта величина при данном времени осаждения определяется как
(3)
хі-1
Тогда масса всех частиц, перешедших в осадок к моменту времени ^ составит:
і ■■ іП
т = CoS| |v(x,tр(х,t)dxdt
(4)
0 0
Полученная зависимость позволяет получить выражение для определения содержания различных фракций крупности в любом слое осадка, образовавшегося за время ^..Л2:
^ хг
| |,(х^р(х,t)dxdt
А =
{і хі-і
*2 хп
(5)
^ р(х, t )dxdt
^ 0
Предварительный анализ полученной формулы показывает вероятность концентрации отдельных фракций крупности в различных слоях формирующегося осадка: в нижних слоях - преимущественно частиц, имеющих в данных условиях более высокую скорость осаждения, в верхних - меньшую, что соответствует более мелким или менее плотным частицам. При этом в отдельных слоях осадка содержание частиц определенной крупности будет наибольшим.
Из формулы (1) следует, что при осаждении поли-дисперсной твердой фазы может происходить выравнивание скоростей частиц, обусловленное ее гранулометрическим составом и объемной концентрацией. Это выравнивание в реальных суспензиях приводит к снижению скоростей для более крупных частиц на несколько десятков процентов, в то время как абсолютные значе-
с, =
ния скоростей могут отличаться в несколько десятков раз. Таким образом, в условиях стесненного осаждении твердой фазы, при ее концентрациях, обеспечивающих достаточное межчастичное расстояние, и низкую вероятность механического сцепления частиц через пограничный слой, распределение по крупности будет функцией времени из-за различных скоростей осаждения отдельных частиц или их групп.
Иной механизм осаждения имеет место при достижении объемной концентрацией критической величины, определяемой из условия сцепления пограничных слоев,
окружающих каждую из частиц [6]: сС€ = ку /(1 + Хл), где
л - удельная поверхность межфазного контакта «твердая фаза-жидкость».
Когда концентрация твердой фазы становится критической, вязкость суспензии резко возрастает и твердая фаза (осадок), образуя структуру становится практически неподвижной, уплотняясь достаточно продолжительное время.
В соответствии с формулой (2) эквивалентный диаметр пор и каналов, образованных частицами в рыхлом осадке и меняющийся по высоте сформированного слоя, составляет:
Ґ
de = — | р(х)xdx 0
1
Л
-1
с,,
(6)
Как уже отмечалось, по мере уплотнения осадка аэ стремится к 0,Ыш.
Отметим, что в связи различным гранулометрическим составом осадка по его высоте, меняется и величина критической концентрации, при которой наступает структурирование осадка.
Рыхлый осадок с изменяющемся по его высоте эквивалентным диаметром пор может насыщаться частицами, находящимися в слое равной их гидравлической крупности (имевшими одинаковую скорость осаждения), но с меньшим эквивалентным диаметром, например для минералов с более высокой плотностью.
Таким образом, уплотняющийся осадок может обладать сепарирующими свойствами, например, при осаждении тонкодисперсной твердой фазы, представленной кварцем при наличии небольшого количества тонкодисперсных золотин (отходы гравитационного обогащения золотосодержащей руды).
При этом в процессе сепарации можно выделить две фазы. Во-первых, формирование осадка полидисперсной твердой фазы предполагает изменение гранулометрического состава по высоте, и наличие зон с повышенным содержанием частиц определенной крупности, имевших равные скорости осаждения. Во-вторых, при уплотнении осадка из такой зоны происходит миграция более плотных, но менее крупных частиц в нижние слои осадка. Миграция прекращается при полном уплотнении осадка. Поскольку нижние, более грубодисперсные слои уплот-
няются быстрее и блокируют дальнейшее перемещение тяжелых частиц, то следует ожидать их повышенную концентрацию в слое, находящемся непосредственно над уплотненным. При извлечении этого слоя из осадка возможно получение продуктов с повышенным содержанием тяжелой фракции.
Оценку сепарационных возможностей уплотняющегося осадка можно оценить на следующем примере. Суспензия, твердая фаза которой представлена хвостами зо-лотоизвлекательной фабрики с содержанием золота около 5 г/т и гранулометрическим составом кварца: 20,74% класса <50 мкм, 34,76% класса 50-100 мкм, 44,4% класса 100-500 мкм. Золото содержится в основном в классе крупности менее 50 мкм (20,48 г/т при извлечении 70,54%). Расчетная скорость осаждения частиц кварца крупностью 50 мкм в полидисперсной суспензии с такой твердой фазой при объемной концентрации 0,3 (соотношение жидкой и твердой фаз примерно 1:1), коэффициенте упаковки 0,625 и толщине пограничного слоя 1 мкм, в соответствии с формулой (1) составляет 0,5 мм/с. Крупность частиц золота, имеющих такую же скорость равна 13 мкм.
В слое частиц с крупностью 50 мкм эквивалентный диаметр частиц в соответствии с формулой (6) составит 30 мкм и будет постепенно уменьшаться по мере уплотняться. Следовательно, частицы золота будут иметь вероятность перемещения по этим порам и каналам в нижерасположенные слои осадка, которые должны иметь большую степень уплотнения к данному моменту времени. Таким образом, частицы золота будут постепенно накапливаться в среднем слое осадка. Процесс уплотнения осадка можно остановить за счет подачи снизу небольшого количества напорной воды и тогда процесс сегрегации в подвижном слое будет продолжаться до получения приемлемых технологических показателей. При этом эолотины из среднего слоя будут перемещаться в них к разгрузочным устройствам.
Точность извлечения этого слоя зависит от высоты осадка, обусловленной, как объемной концентрацией твердой фазы, так и высотой слоя суспензии, из которой этот осадок выделяется. Если предположить, что удается из осадка извлечь слой, содержащий золото и составляющий только 10% от высоты осадка, то концентрация золота должна повыситься примерно до 200 г/т. При упомянутом выше оптимальном соотношении крупности зерен золота и кварца за счет использовании специальных воздействий, поддерживающих некоторую подвижность осадка, можно получить в придонном слое концентрации золота 0,1% и выше [7].
Таким образом, используя сепарационные эффекты, возникающие при осаждении высококонцентрированных полидисперсных суспензий, возможно создание технологии переработки отвальных хвостов золотоизвлекатель-ных фабрик с целью дополнительного извлечения металла.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Кармазин В.В., Закиева Н.И. золота из руд и отвалов россыпных место- 2. Кармазин В.В. (ММГУ), Мязин
Технологические возможности магнитно- рождений. - М.: Изд-во МГГУ, ГИАБ №4, В.П. (ЧГТУ), Протасов В.Ф. (МИСИС) Но-
флокуляционной сепарации тонких классов 1995. вые направления повышения извлечения
благородных металлов и решения природоохранных проблем при переработке отходов золотодобычи. - Л., Обогащение руд. Спецвыпуск для XXI МК ОПИ, Рим, 2000.
3. Лященко П.В. Гравитационные методы обогащения. Госгортехиздат, 1940.
4. Пилов П.И. Анализ сепарационных эффектов в полидисперсных суспензиях. -
М.: Изд-во МГГУ, ГИАБ 1997, вып. 4. -С.79-82.
5. Касаткин А.Г. Основные процессы и аппараты химической технологии. - М.: Химия, 1971, 784 с.
6. Пилов П.И. Уравнение «вязкость-концентрация» для полидисперсных суспензий. Обогащение полезных ископаемых:
Респ. межвед. науч.-техн. сб.- 1991.-Вып. 41. - С. 79-87.
7. Кармазин В.В., Пилов П.И. Принципы сепарационного массопереноса в турбулентных потоках пульп, содержащих полидисперсные и гетерогенную твердую фазу. - М.: Изд-во МГГУ, ГИАБ №4, —001.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ --------------------------------------------------------------------------------------------------
Кармазин Виктор Витальевич — профессор, доктор технических наук, Московский государственный горный университет.
Опалев Александр Сергеевич, Рыбакова Ольга Иннокентьевна — докторанты, Московский государственный горный университет. Дядченко Дмитрий Владимирович — аспирант, Московский государственный горный университет.
Пилов Петр Иванович — профессор, доктор технических наук, Национальный горный университет Украины.
© В.В. Кармазин, В.А. Измалков, А.С. Опалев , 2002
УДК 622.7
В.В. Кармазин, В.А. Измалков, А.С. Опалев
ОБЪЕМНАЯ МАГНИТНО-ФЛОКУЛЯЦИОННАЯ КОНЦЕНТРАЦИЯ ЗОЛОТА ДЛЯ ДОИЗВЛЕЧЕНИЯ МЕЛКИХ КЛАССОВ ИЗ ОТВАЛЬНЫХ ПРОДУКТОВ ЗОЛОТОДОБЫЧИ
В
последние годы появилось множество исследований и практических разработок по внедрению магнитно-флокуляционной концентрации в технологию россыпной золотодобычи для доизвлечения мелкого золота из хвостов гидрошлюзов и других отвальных продуктов [1, 2, 3].
В процессе магнитной флокуляции из множества частиц магнетита в поле постоянных магнитов, смонтированных под днищем шлюза, образуется на дне шлюза рыхлый слой «магнетитового меха», улавливающий свободное золото, «золото в рубашке», частицы амальгамы и тяжелых металлов.
Магнитную флокуляцию условно можно рассматривать как взаимодействие магнитных масс частиц (собственных или наведенных внешним полем) на основе магнитного закона Кулона. Полное выражение
Fr =
ml x m— ml x m—
,—
- —
ml x m—
(l)
(а +1)
где т1, т2 — магнитные массы взаимодействующих частиц или флокул; а — расстояние между условными точками их сосредоточения; ц0 — магнитная проницаемость среды (в системе СГСМ); для пустоты, воздуха и воды Ц0 = 1); а -угол между вектором напряженности магнитного поля и линией взаимодействия частиц или флокул.
Для диполей, длина которых I существенна, первый член значительно превышает сумму второго и третьего и последними можно пренебречь.
Понятие «магнитная масса», являясь эквивалентом заряда в электростатике, лишено такого непосредственного физического смысла, но удобно для изучения многих процессов магнитостатики. Для магнитного листка (бесконечно тонкий плоский контур с током) магнитный момент М = 13 равен произведению тока на площадь этого контура, а с другой стороны М = т а, т.е. т = 1^/а = М [А-м] и магнитная масса имеет размерность потока, излучаемого данной точкой полюса. Ее можно определить из аналитических выражений намагниченности I = М/У, I =%-Н и магнитного момента М = та. Таким образом,
где х — магнитная восприимчивость материала флокулы; Н — напряженность магнитного поля в области флокулы; a, V, S — длина, объем, площадь поперечного сечения флоку-лы; у — коэффициент заполнения
объема флокулы; S — ее эффективное сечение, S = / S .
Концентрация магнетита (естественного или искусственного) в материале флокулы влияет только на ее восприимчивость и проницаемость, но так как это влияние хорошо изучено, то здесь рассматривается флокуляция чистого тонкоиз-мельченного магнетита.
Микроскопические наблюдения и фотоизмерения показали, что естественные формы флокул близки к эллипсоиду вращения, полуоси которого a, Ъ = с. Такая форма соответствует наименьшей потенциальной энергии ферромагнетика в магнитном поле [11].
Магнитное поле стремится повернуть флокулу продольной осью а по направлению вектора напряженности поля. Это означает, что на флокулу в магнитном поле действует пара сил, пропорциональная синусу угла о и удлиненности a
флокулы Я = — . При небольших значениях а, когда sin а > Ъ
а, эту пару можно записать так:
P =V • H—(%а -%ъ)-sina»V •H—(ха -Хъ)а
(З)
m=
= x/V •H =
= %•/• S• H = £• S • H
(—).
где %а, Хъ — магнитные восприимчивости по соответствующим осям флокул (при а > Ъ, Ха > Хъ).
Эта пара сил даже при малых отклонениях приобретает существенные значения. Для магнетитовой флокулы уже при X = а/Ъ = — в поле Н = 1000 э она превышает 1000 дин/град. Так как это единственная пара сил, действующая на флокулу в однородном поле, то а ^ 0 и Р > 0.
Механизм роста (удлинения) флокул показан на рис. 1б. Силу, которая прижимает боковую частицу с магнитной массой одного полюса т к основной цепочке в точке контакта с двумя ее частицами, магнитные массы которых т 1 и т2, можно найти как равнодействующую на основе закона Кулона с учетом вращающего действия магнитного поля на каждую пару частиц. Проекцию этой силы на продольную ось цепочки можно записать следующим образом:
Эта сила, которая растягивает флокулу, снижая ее потенциальную энергию. При R>Foc флокула удлиняется, а при R = Foc она находится в состоянии равновесия. Плотность флокуляции определяется таким образом суммой этих сил.
Длина флокул в однородном поле практически неогра-ничена, а прочность постоянна в любом сечении и равна а = В—/8л дин/см—. Длина флокул в неоднородном поле значительно меньше и определяется картиной этого поля. Так для экспоненциального распределения напряженности длина флокул редко достигает более —-3 см.
а
При наличии в золотосодержащих песках необходимого количества природного магнетита, оптимального по крупности, а также надежных конструкций магнитно-флокуляционных концентраторов (МФК) эти разработки оказывались весьма удачными [10]. В некоторых случаях из эффельных хвостов удавалось дополнительно извлекать 2530% золота от исходного за счет улавливания мелких и тонких фракций в слое магнетитовых флокул.
Следует отметить, что до настоящего времени не существует четких методик расчета основных параметров шлюзовых МФК, а производительность, время накопления магнетита и насыщения золотом его слоя определяются экспериментально. Это и понятно в связи с очень сложным процессом разделительного массопереноса в МФК.
Захват мелкого и тонкого золота сфлокулированным слоем магнетита происходит за счет изменения этим слоем гидромеханического режима потока. В шлюзах типа ПГШ скорость потока достигает нескольких метров в секунду, что соответствует развитой турбулентности ^е>10000). При этом в эпюре скоростей вертикали преобладает турбулентное ядро, а зона (высота) придонного ламинарного слоя - 5 несколько увеличена трафаретами и ковриком в сравнении с гладким днищем. Формирование сфлокулированного слоя магнетита дополнительно увеличивает высоту ламинарного слоя до А, в котором скорость осаждения золотин возрастает в тысячи раз [1, 2], и обеспечивает захват мелкого и тонкого золота (эффект, известный для травяного покрова дна каналов). Соотношение ширины ламинарного слоя А/5 с флокулами А и без них 5 приблизительно показывает, во сколько раз возрастает извлечение мелких классов золота в придонном слое.
Турбулентное движение характеризуется тем, что основной поток распадается на множество вихрей, совершающих хаотическое движение в процессе общего поступательного. Эти вихри, захватывая с собой элементы жидкости, и осуществляют ее вертикальный массоперенос, поперечный основному потоку. Большие вихри - элементы жидкости первого порядка, получающие энергию от основного потока, нестабильны и распадаются на малые элементы г-го порядка с размером - а :
а = (Ке -Ц)/(и р), (5)
где Re - критерий Рейнольдса; ц - динамический коэфици-ент вязкости; и - скорость основного потока пульпы; р -плотность пульпы;
С дальнейшим уменьшением размеров этих элементов растет влияние трения, т.е. уменьшается Re. Наконец влияние трения становится настолько высоким, что кинетическая энергия полностью поглощается и распад прекращается. Характер движения при этом определяется главным образом величиной элементарных вихрей, средний размер которых а приблизительно равен длине пути - I, который они проходят до тех пор, пока не распадутся или не поменяют направления. Этот путь в теории турбулентности Прандтля называется путем смешения.
Турбулентное перемешивание ведет к массопереносу твердой фазы по всему сечению потока, так как дисперсная материя движется совместно с элементами турбулентности. Это касается именно мелкого золота, размеры частиц которого сопоставимы с элементами турбулентности.
При прямолинейном осредненном движении вдоль оси X, когда все поля пульсаций остаются плоскопараллельными, из теории Кармана следует [8], что величина пути смешения вихрей - I определяется соотношением первой и второй производных скорости основного потока по координате у, перпендикулярной этой скорости.
dy
I = к
d 2 и —
(6)
dy
где К - безразмерная постоянная Кармана, изменяющаяся в интервале от 0,35 до 0,45. и - осредненная скорость основного потока.
Тогда коэффициент турбулентной диффузии в направлении оси у будет равен:
\3
Dt =-К
и dy
( d 2иЛ
(7)
dy
Величина Dt в нашем случае имеет порядок 10-6 - 10-2 м2/с [8]. С течением времени, когда диффузионный поток уравновешивается потоком осаждения, наступает распределение зерен по высоте, для которого справедливо следующее равенство:
dC
Dt
dy
-+УС = 0
(8)
Этому дифференциальному уравнению соответствует решение:
У р
С = С0 ехр(-[ Vdy) (9)
А t
где С0 - концентрация частиц при высоте потока среды на поверхности сфлокулированного слоя у = А; ур - уровень поверхности потока.
Если учесть, что каждая фракция крупности и плотности зерен в смеси с другими ведет себя так, как будто бы находится во всем объеме одна, то формула (9) характеризует функцию распределения всей смеси зерен различной крупности и плотности.
Следует отметить, что для тонкого золота (-50 мкм) гидромеханические силы превосходят гравитационные, поэтому процесс их осаждения прекращается и распределение по оси Y становится равномерным, за исключением зоны А, где происходит их захват.
По определению извлечение равно:
•г С і 1 'К г = С0 - С = 1 - ЄХРН ^
Л А
(10)
Время турбулентного переноса тонкой золотины в слой Л должно быть меньше или равно времени пребывания ее в концентраторе. Первое равно у/У, а последнее — L/U, где L-длина концентратора, а и- скорость основного потока в нем.
При относительно постоянных значениях Dt и V уравнение (10) упрощается:
—
Рис. 1. а) - положение частиц при взаимодействии; б).-схема сил, растягивающих флокулу
Рис. 2. Схема концентрата ОМФК и основные его параметры:
а) эпюра магнитного поля б) эпюра скоростей и в) эпюра давлений
є = 1 - ехр<{- V ■-У
є = 1 - ехрі - Км ■ —
П м и
(1—)
(11)
При упомянутом постоянстве V и Dt можно ввести коэффициент Км — интенсивности турбулентного массопе-реноса в концентраторе и тогда формула (11) приобретет известный вид:
Здесь имеются не только необходимые параметры для расчета конструкции концентратора, но и расчетный параметр режима Км = V2/Dt - коэффициент интенсивности турбулентного массопереноса в концентраторе.
Условием применимости формулы (9) является 100% вероятность захвата золотин в зоне ниже Д, но это уже должна обеспечить магнитная часть концентратора.
Как известно, в магнитных системах с чередующейся полярностью напряженность убывает с увеличением расстояния от поверхности полюсов по экспоненциальному закону, в зависимости от шага полюсов, поэтому зона Л контролирует не более 10-15% высоты потока в шлюзах глубокого наполнения. Вероятность извлечения золотин уменьшается по экспоненциальной зависимости от слоя Д до поверхности потока, что приводит к потерям «плывучего» золота, что является основным недостатком шлюзовых МФК с плоской улавливающей поверхностью.
В 60-70 гг. в Кольском филиале АН СССР, на Оленегорском ГОКе и др. появился сепаратор, использующий селективную магнитную флокуляцию в объеме внутри намагничивающего соленоида со слабым полем для получения вы-
сококачественных магнетитовых концентратов [6, 7, 9]. Исследование длинноцепочных флокул в низкоинтенсивных и низкоградиентных магнитных полях позволило получить высокоподвижные концентрированные ферромагнитные суспензии, что в конечном счете привело к созданию высокопроизводительных промышленных сепараторов непрерывного действия для получения высококачественных магнитных концентратов. Исходная пульпа поступала в придонную часть сепаратора по вращающейся вертикальной трубе, от которой радиально ответвлялись патрубки в виде Сегнерова колеса, что вызывало вращение всего объема пульпы в сепараторе. Эти сепараторы показали высокую технологическую эффективность и производительность (по твердому —5-30 т/ч и более при DxH = 1000x1500мм и 35% твердого в исходном). На ОГОКе эти сепараторы вдвое больших размеров и производительности успешно работают уже около тридцати лет (рис. 1). За все это время их титановый корпус практически не имеет видимых следов износа, и это доказывает, что флокулы скользят на водной подушке не касаясь стенок сепаратора.
На основе этого процесса в НТЦ МГГУ был предло-1 жх 1и ^^азработан новый процесс объемной магнитно-фЖ ляциои^й концентрации (ОМФК) для извлечения тонкого золота, в котором вероятность захвата золотин и производительность значительно выше, чем в МФК с плоской улавливающей поверхностью. С другой стороны и сам процесс концентрации существенно отличается от предыдущего, что требует дополнительных исследова-
ний по его оптимизации.
Схема объемного МФК показана на рис. —. Режим работы ОМФК концентратора характеризуется числом Рейнольдса в пределах 100-1000, скоростью восходящего потока 1-4 см/сек, содержанием твердого в пульпе 60%, напряженность поля Н = 50-1—0 эрстэд, величина градиента Н в средней зоне 1-— э/см. При нижней подаче исходной пульпы взвешенный подвижный слой магнетита внутри цилиндрической рабочей камеры является селективным фильтром, который пропускает в слив частицы легких фракций, задерживая мелкие, но тяжелые золо-тины. Лабораторные испытания процесса ОМФК проводились на модели диаметром —00 мм, высотой 300 мм (рис. —).
В качестве исходного продукта была взята проба промпродукта а/с «Чукотка», крупностью — 100 мкм и содержащая 9,—8 г/т свободного золота. Параметры режима сепарации соответствовали приведенным выше. В установившемся режиме в ОМФК загружали пробу Оленегорского магнетита, крупностью —100 мкм, в количестве 1000 г. Этот магнетит не оседал и не уходил в слив, а находился во взвешенном состоянии в магнитной зоне сепаратора, так как был предназначен для улавливания тонкого золота в режиме фильтрации.
Продукты Выход % Содержание г/т Извлечение % Степень концентрации отн. ед. Эффективность, %
Исходный 1ОО,О 9,—8 1ОО 1
Концентрат З,З 1—4,7 47 1З,44 ЗО
Xвосты 96,З З,1 ЗЗ -
проблем, а удаление в слив песчано-глинистых фракций и улавливание тонкого золота магнетитом -
Исходное питание — золотосодержащая пульпа подавалось под слой магнетита, проходя сквозь него в слив. Время сепарации не превысило —0 сек.
После окончания сепарации продукты были высушены и взвешены: выход хвостов (слив) составил 96,5%, а концентрата, содержащего золото 3,5%.
Результаты эксперимента приведены в таблице.
Сепарация проводилась при параметрах, оптимальных с точки зрения магнитной сепарации для получения магнетитовых концентратов, поэтому ее результаты с точки зрения концентрации золота в магнитном продукте нельзя назвать оптимальными, хотя являются достаточно высокими.
Магнитное поле координирует движение флокул — они скользят мимо друг друга практически без трения, что позволяет получать устойчивые, высокоподвижные, концентрированные магнетитовые суспензии. Взаимоотношение магнитной пары сил, выравнивающей ось фло-кулы по направлению оси соленоида [7] и гидромеханической пары сил за счет сдвигового движения при вращении магнетитовой суспензии в цилиндре (рис. —) уравновешивается при наклоне оси флокул к оси цилиндра под углом приблизительно 45 . С точки зрения вероятности захвата частиц золота, проходящих сквозь слой магнетита снизу вверх, плотность сетки магнетитовых флокул в проекции на горизонтальную плоскость камеры (круг) должна быть максимальной. В данном случае «сечением захвата» золотин является все сечение камеры — лЮ—/4, поскольку проекции ленточных флокул на это сечение полностью перекрывают последнее. В реальности восходящий поток вместе с частицами движутся вверх по спирали в каналах между флокулами, что существенно повышает вероятность захвата золотин флокулами. Легкие частицы кварца вытесняются ближе к оси цилиндра, где эта плотность ниже, поэтому им легче попасть в слив. Крупное золото и крупный кварц могут попасть в нижний продукт и их дальнейшее разделение не вызовет
главная задача ОМФК.
В последующих экспериментах, с учетом отмеченных особенностей результаты удавалось значительно улучшить, но для дальнейшего совершенствования процесса ОМФК разработана специальная конструкция, которая в настоящее время находится в стадии исследования и патентования, после чего новые результаты будут опубликованы.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Кармазин В.В., Закиева Н.И. Технологические возможности магнитно-флокуляционной сепарации тонких классов золота из руд и отвалов россыпных месторождений. - М.: Изд-во МГГУ, ГИАБ №4, 1995.
2. Кармазин В.В., Кармазин В.И., Сы-са А.Б., Сыса ПА., Закиева Н.И. Извлечение плотных минералов в активном слое гидравлических шлюзов. - М.: Изд-во МГГУ, ГИАБ, №5, 1997.
3. Karmazin V.V. Theoretical assessment of technological potential magnetic and electrical separation. ‘Magnetic and Electr^l Separation’ V. 8. 1997, OPA.
1. Кармазин В.В., Мязин В.П., Протасов В. Ф. Новые направления повышения извлечения благородных металлов и решения природоохранных проблем при переработке отходов золотодобычи. Л. Обогащение руд, спецвыпуск для XXI Международного конгресса по обогащению по лез-ных ископаемых, Рим, 2000.
2. Касаткин А.Г. Основные процессы и аппараты химической технологии. - М.: Химия, 1971.
3. Зеленов П.И., Кармазин В.И., Остапенко П.Е., Кармазин В.В.,. Алейников Н.А. Разработка новых процессов для обогащения магнетито-гематитовых руд на
Оленегорском горно-обогатительном комбинате. X Международный конгресс по обогащению полезных ископаемых, Лондон, 1973.
4. Усачев ПА., Опалев А.С. Магнитно-гравитационное обогащение руд. Апатиты, 1993.
5. Кармазин В.В., Пилов П.И. Принципы сепарационного массопереноса в турбулентных потоках пульп, содержащих по-лидисперсную и гетерогенную твердую фазу. - М.: Изд-во МГГУ, ГИАБ №4, 2001.
6. Опалев А.С. Интенсификация процессов магнитного обогащения сильно и слабомагнитных руд. Апатиты, 1982.
«НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА-2002» СЕМИНАР № 5
7. Кармазин В.В., Рыбакова О.И., Из- извлечения мелкого золота из отвальных 8. Кармазин В.В., Бердичевский Р.И.
малков В.А., Татауров С.Б. Новые процессы продуктов. Горный журнал, 2002, № 2. К вопросу о механизме магнитной флоку-
ляции. Обогащение руд, №1, 1968.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Кармазин Виктор Витальевич - профессор, доктор технических наук, Московский государственный горный университет. Измалков Владимир Александрович — аспирант, Московский государственный горный университет.
Опалев Александр Сергеевич - докторант, Московский государственный горный университет.
