CC BY
62
Испытания показали, что при обогащении калийных солей извлечение сильвина во флотоклассификацию повышается по сравнению с пенной сепарацией на 14 % при улучшении .качества концентрата.
Принципиально новым направлением флотоклассификации является использование классификации для разделения пенных продуктов флотации. Процесс предусматривает совмещение классификации с выделением пенных продуктов. Варианты этого направления флотоклассификации позволяют получать один кондиционный или несколько разнокачественных пенных (продуктов [5]. Один из вариантов этого направления обеспечивает разделение пенных .продуктов в суживающихся потоках. Для реализации 'процесса разработаны аппараты [2, 3], позволяющие существенно повысить эффективность разделения. Испытания аппаратов при обогащении сульфидных медных руд показали возможность повышения извлечения меди в готовый концентрат на 1,5—2,0%. В перспективе реализация варианта позволяет существенно снизить энергетические и эксплуатационные затраты три повышении показателей обогащения.
Рассмотренные варианты не исчерпывают всех возможностей флотоклассификации, они являются иллюстрацией продуктивности синтеза комбинированных процессов на основе системного анализа. Полученные результаты свидетельствуют о том, что флотоклассификация является достаточно перспективным направлением в области обогащения полезных ископаемых и заслуживает большего внимания при совершенствовании технологий обогащения различных материалов.
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИ И СПИСОК
I Интенсификация процесса флотации на Бурибаевской обогатительной фабрике/
Морозов Ю. П., Поспелов Н. Д., Семидалов С. Ю. и др.//Цветная металлургия.— 1978,— № 10,—С. 23—25.
2. Колтунов А. В., Морозов Ю. П. Струнный желоб: Информ. листок № 276—84 Свердловского ЦНТИ.—Свердловск, 1984 — 4 с.
3 Колтунов А. В., Морозов Ю. П., Козин В, 3. Сужающийся желоб для обогащения пенных продуктов: Информ. листок № 292—84 Свердловского ЦНТИ.— Свердловск. 1984,—4 с.
4 Морозов Ю. П., Козин В. 3,. Коркин Б. И. Оптимизация работы флотокласси-фнкатора на Сибайской обогатительной фабрике//Известия вузов. Горный журнал.— 1992 — Л» 7 — С. 120—124.
5. Морозов Ю. П., Козин В. 3., Колтунов А. В. Моделирование процесса вторичной концентрации минералов//Известия вузов. Горный журнал.— 1986.— № 12.— С. 96—99.
6. Совершенствование технологии обогащения тонковкрапленных сульфидных руд на основе процесса флотоклассификации / Козин В. 3., Морозов Ю. П., Базуева Н. В. и др.//Обогащение тонковкрапленных руд.— Апатиты: Изд. Кольского филиала АН СССР. 1984.
7. Технологическая оптимизация процесса пенной сепарации различных классов
крупности/Чуянов Г. Г., Кравец Б. Н., Морозов Ю. П. н др.//Обогащение руд.— Иркутск: ИМИ, 1984,—С. 66-74.
УДК 622.7.01
Н. Т. Тагиров, Г. П. Ехлакова, С. Т. Конева, Д. И. Назаров, В. И. Белокрылецкий
СОСТОЯНИЕ И ПЕРСПЕКТИВЫ СОВЕРШЕНСТВОВАНИЯ ПРОЦЕССОВ ОБОГАЩЕНИЯ МИНЕРАЛЬНЫХ ШЛАМОВЫХ ЧАСТИЦ КРУПНОСТЬЮ МЕНЕЕ
0,071 ММ
Анализ потерь металлов на обогатительных фабриках показал, что в результате переработки руд до 50 % их образуют шламы. Чтобы разрешить проблемы, связанные с этим явлением, необходимо выявить основные причины шламообразования.
Т
99
Между дробильно-измельчительным и обогатительным переделами определенное место занимает операция классификации измельченной руды. Этому процессу уделяется мало внимания, а классификация в основном и определяет уровень технологических показателей обогащения.
Изучение процессов измельчения и классификации позволяет вскрыть недостатки в их организации. Повышение скорости вращения мельницы на 80 % сверх критической увеличивает измельчение ударом и снижает переизмельчение. Снижение загрузки крупных шаров до 20 % и добавление более мелких шаров, повышающий избирательность измельчения, способствует уменьшению шламообразования [17].
Классификация обычно осуществляется в аппаратах, принцип действия которых остается неизменным в течение многих десятков лет. Термин «готовый продукт» классификации относят ко всему материалу, измельченному до заданной укрупности. Между тем с технологической точки зрения под «готовым продуктом» целесообразнее понимать определенную крупность полезного минерала. Принятая методика определения эффективности [9] классификации по граничному зерну пустой лороды не отражает и не учитывает основную цель классификации — подготовку к флотации или какому-либо другому методу обогащения, поэтому эффективность спиральных классификаторов, рассчитанная по тяжелым минералам, составляет всего 10%, а эффективность, рассчитанная по пустой породе,— 60%. Для снижения переизмельчения полезно выводить из процесса готовые продукты в каждой стадии процесса, для этого следует вводить в схемы новое наиболее эффективно классифицирующее оборудование. В этом плане представляет интерес гидроциклон ОК-2, в котором выделение слива лроисходит в несколько стадий [17], а также флотоклассификация, представленная флотома-шиной фирмы «Оутоюумпу» (мгновенная флотация).
Ведется также поиск конструкции просеивающей поверхности, сочетающей в себе высокую износостойкость и большую площадь «живого» сечения сита. Поиск привел к созданию специфического резинового сита, получившего название «резонирующее ленточно-струнное сито» (РЛСС). Надрешетный продукт РЛСС содержит значительно меньше мелких зерен, чем надрешетный продукт простой проволочной сетки, что важно для снижения переизмельчения, а значит, и уменьшения потерь со шламамн.
Таким образом, важнейшим фактором снижения лотерь металла с тонкими шламистыми частицами является применение рациональных схем измельчения и классификации материала.
Эти мероприятия позволяют добиться снижения образования шла-мов. Однако образование большего количества шламов все-таки имеет место. Причем, как показывают анализы, шлам характеризуется высоким содержанием полезных компонентов. Поэтому возникает вопрос извлечения из шламов ценных компонентов.
В мировой практике наиболее распространенным способом обогащения тонковкрапленных руд является флотация. Необходимы схемы, которые позволяют повысить эффективность извлечения тонких частиц, а также устранить влияние этих частиц на флотацию более крупных классов. К таким относятся схемы с раздельной обработкой крупных и тонких шламов реагентами и последующей раздельной их флотацией. Получили распространение схемы с выделением в начале лроцесса «головки» легкошламующихся минералов. Флотация «головки» производится слабым собирателем.
Ведущим направлением является изыскание новых сочетаний реагентов [18], т.е. синтез новых реагентов с заданными свойствами фло-тируемостн.
В литературе отмечается благотворное влияние [4] на флотиру-емость шламов применение газообразного азота или других инертных газов, при этом расход реагентов сокращается в 2—4 раза [5, 7].
Результаты флотации шламов зависят от конструкции флотационных машин. За последние 20 лет доминирующей тенденцией в конструировании флотационных машин является увеличение объема камер, особенно для тонких и ультратонких минеральных частиц. Верхняя граница размеров камеры за это время увеличилась с 2,8 до 60 м3. Это, например, флотомашины фирмы «Оутокумпу» (Финляндия) [6] и ряд других. Значительное место в мировой практике уделяется колонной флотации, в особенности для тонких и ультратонких частиц. В колонных флотомашннах реализуется высокая эффективность мелких пузырьков при флотации шламов (однако чрезмерно тонкое диспергирование воздуха (пузырьки менее 0,8 мм) приводит к «захлебыванию» аппарата. Колонные машины применяются на Кадамжайской, Алмалыкской и Учалннской фабриках [15, 16].
Ведутся работы по .применению гидроциклона в качестве флотационного аппарата. Осуществление .процесса в центробежном поле существенно снижает время флотации (с минут до секунд), улучшает тех-нико-экономические показатели: снижает расход реагентов и набор реагентов (используется только пенообразователь) [14].
Таким образом, во флотации шламов намечаются тенденции: .синтез новых реагентов с заданными свойствами флотируемости, использование инертных газов, увеличение объема какмеры флотационной ¡машины, внедрение колонной флотации и флотации в центробежном поле, раздельная флотация крупных и тонких шламов.
Несмотря на развитие техники и технологии обогащения минерального сырья, гравитационные методы обогащения не утратили своего значения, а в ряде случаев являются весьма эффективными для выделения некоторой части готового концентрата. В последнее время ,в СНГ показана практическая возможность иззлечения гравитационным опособом рудных частиц .крупностью до 0,1 мм. При создании гравитационных аппаратов превалируют две основные тенденции — использование вибраций и использование винтового движения пульпы; для тонких частиц к тому же нужны слабые воздействия потока и небольшие скорости. Наиболее высокое извлечение тонких частиц осуществляется на аппаратах, в которых относительно тонкие слои пульпы (1—5 1мм) текут по наклонным поверхностям [20] с использованием колебаний.
Для разделения тонких фракций широко рекламируется многодеч-ный автоматический шлюз с орбитальными колебаниями дек периодического действия типа «Мозли». Значительным его недостатком является периодичность процессов, а в связи с ,этим низкая производительность. Возникла необходимость разработки непрерывного процесса разделения на наклонной поверхности, совершающей орбитальные колебания.
Концентратор Бартлес-Кроссбельт представляет шлюз с движущейся гладкой лентой, проходящей через ролики, наклоненной в поперечном направлении под небольшим углом [4—7, 9, 15, 17, 18] к горизонтальной плоскости, одновременно совершающей орбитальные колебания с помощью дебаланса. Разделение функций обогащения и транспортировки позволило получить высокие показатели при обогащении шламов.
К аппаратам с использованием винтового движения пульпы относятся всевозможные центробежные концентраторы и винтовые шлюзы. Угол подъема винтовой поверхности существенно влияет на процесс обогащения. При обогащении шламов лучшие результаты получаются
при больших углах подъема винтовой линии. Целесообразное количество отсекателей 4—5 после второго витка [21]. Изменение коэффициента трения может привести к различным результатам, поэтому рифли заменяются на волнообразные углубления. Индивидуально подбираются и создаются новые.
Гравитационное обогащение тонкозернистых материалов в обычных условиях неизбежно связано с низкой эффективностью. Применение обычных классифицирующих гидроциклонов в качестве .обогатительных аппаратов успеха не имеет. Установлено, что лишь с ростом величины угла конусности растет эффективность .разделения. При углах более 70° (90—120°) гидроциклон из классифицирующего режима можно перевести в режим обогатительный [14].
Таким образом, для извлечения крупных частиц шламов наиболее рационально применять гравитационные методы обогащения как наиболее дешевые и экологически чистые. Развитие гравитационных процессов при обогащении тонких шламов идет по пути создания многоярусных гравитационных аппаратов, применения различных видов колебаний с наложением их одно на другое, создания новых .покрытий рабочей (поверхности аппаратов.
Магнитное обогащение является основным методом в железоруд-ной промышленности, но занимает не последнее место и в обогащении марганцевых, титановых и хромовых руд. Магнитные методы тесно переплетаются с гравитационными в процессах магннтогидродинами-ческой (МГД) и магнитогидростатической (МГС) сепарации, в процессах флотации с использованием магнитного поля. Преимуществом процессов обогащения в магнитных полях является малая зависимость от среды, в которой происходит разделение, что дает возможность легко сочетать их с другими процессами в различных технологических схемах, особенно учитывая их практически абсолютную экологическую безвредность.
Важным преимуществом процессов обогащения в магнитных полях считается то, что они способны накладываться на другие виды физических полей по принципу суперпозиции. Это позволяет создавать комбинированные силовые режимы разделения, использующие сразу несколько свойств минералов. Это процессы полиградиентной, магнитно-адгезионной, феррогидростатической, магннтногидростатической, магнитногидродинамической, электродинамической сепарации, разделение на магнитных носителях, флотация в магнитном поле, термомагнитная сепарапия, магнитная концентрация на наклонных поверхностях [10. 11].
Предложены различные способы сепарации руд с предварительным селективным покрытием магнитными материалами. Селективность процесса достигается регулирование^ сил взаимодействия между поверхностями магнитной фазы и минеральными фазами в пульпе так, что магнитное покрытие образуется только на определенных частицах. В отечественной промышленности для обогащения слабомагнитных руд применяются сепараторы 4ЭВМ-30/100; 2ЭВМ, 4ЭВМ-38/250, 4ЭВМ-38/275а 2ЭВС, 4ЭВС-36-100 и др. Для обогащения тонких шламов наибольший интерес представляет сепаратор 4ЭВМ-38/275А. Институтом Механобрчермет и Институтом по исследованию руд разработан сепаратор ВМС для обогащения тонковкрапленных слабомагнитных руд [13]. Испытаны и работают в промышленности и другие типоразмеры этого сепаратора — ВМС-5/2; ВМС-100/2; ВМС-50 [1, 8].
. Из-за того, что частицы малой крупности имеют меньшую магнитную восприимчивость, чем крупные, эффективность сепарации для очень тонких частиц резко снижается. Нижний предел крупности равен 10 мкм, верхний — 1 мм. Плотность пульпы является наиболее
важным технологическим фактором, т. к. от нее зависит как производительность, так и эффективность сепарации. Плотность пульпы от 25 до 40 % твердого считается нормальной.
Полиг.радиентные роторные сепараторы выпускаются нескольких типов. Для обогащения тонких шламов фирмой «Репид» (Великобритания) выпускается полиградиентный сепаратор роторный с вертикальной установкой барабана, шведской фирмой «Сала» — карусельный, фирмой «Крупп» (ФРГ) —соленоидный сепаратор. В России поли-граднснтныс сспараторы не выпускаются. Считаются лучшими бара банно-ручейковые или карусельные сепараторы типа ЭБШМ или 4ЭВМФ-45-250, 2/2 ЭРФМ-160 с зубчатыми пластинами [2].
Для тонковкрапленных руд (менее 0,04 мм) создан высокоинтенсивный трехроторный магнитный сепаратор ЭРФМ-1 (6ЭРМ-35/315). Преимущество этого сепаратора в том, что зазор между пластинами составляет 4 мм против 0,8 мм. Увеличение зазора достигнуто благодаря разработке пленочного течения пульпы по зазорам между пластинами [22].
Обогащение полезных ископаемых в магнитных полях является наиболее интенсивно развивающимся направлением. Для 'обогащения шламов слабомагнитных руд могут быть использованы высокоградиентные сепараторы.
С целью повышения эффективности обогащения шламов требуется разработка новых аппаратов для флотации, гравитации и магнитной сепарации.
Причинами низкой селективности флотации тонких частиц считается слипание разделяемых минералов между собой и близость их поверхностных свойств в пульпе. Следует отметить, что неселективная флокуляция может быть и между частицами разных размеров [19].
Первым необходимым условием хорошего разделения тонких частиц является диспергирование пульпы, ввиду того, что во многих случаях минеральные частицы неселективно ефлокулированы. В качестве диспергаторов применяют как неорганические, так и органические соединения. Задача диспергирования пульпы может быть также решена путем создания механических диспергаторов. Такие аппараты могут использовать ультразвук, принцип лннейно-нндукционного вращателя и др. В качестве диспергаторов используют полимеры растительного происхождения — крахмал, виспрофлок 20, КМЦ, сединур Т-1 и т. д.. а также реагенты — соду, жидкое стекло [23].
Селективная же флокуляция позволяет повысить селективность разделения минералов и снизить их потери.
Применение флокуляции в технологических схемах обогащения шламов дает возможность повысить качество концентратов.
Извлечение при обычной флотации гораздо ниже (раза в 1,5), чем при флокулярной. при этом скорость флокулярной флотации в 4,1 раза превышает скорость обычной флотации.
Традиционное представление комбинированной технологии — это обогащение «в голове» процесса по одному методу, а в «хвосте» — по другому.
Комбинированные схемы для обогащения шламов — это в основном разделение шламов по крупности и далее обогащение материала различной крупности гравитацией, флотацией или магнитной сепарацией [12]. К созданию комбинированных магнитно-гравнтационно-маг-нитных, магнитно-флотационных схем обогащения шламов надо подходить так. что каждый продукт, полученный разделением по одному физическому свойству, должен разделяться и по другому физическому свойству, что можно регулировать применением предварительной селективной флокуляции [3].
В заключение можно сделать вывод, что диспергирование пульпы и селективная флокуляция имеет решающее значение при обогащении шламов гравитационными, флотационными и магнитными методами.
ВЫВОДЫ
1. Снижение потерь полезных минералов со1 шламами должно начинаться на стадии подготовки материала к обогащению. Снижение переизмельчення достигается применением рациональных схем измельчения и классификации, обеспечивающих максимальный вывод готовых продуктов, использованием эффективных классифицирующих аппаратов, флотоклассификации, разработкой конструкции просеивающей поверхности, сочетающей в себе высокую износостойкость и большую площадь живого сечения сита.
2. Наиболее перспективными методами извлечения шламов ценных компонентов являются флотационный, гравитационный и магнитный.
Основные направления флотационного обогащения:
— изыскание новых сочетаний известных реагентов;
— синтез новых реагентов с заданными свойствами на основе ранее применяемых;
— использование взамен воздуха газообразного азота или других инертных газов при флотации, приводящее к сокращению расхода реагентов в 2—4 раза.
Основные направления гравитационного метода:
— создание многоярусных гравитационных аппаратов с наложением одно на другое разного вида колебаний и различными покрытиями рабочей поверхности аппаратов, способствующими селективности разделения рудных минералов и пустой породы.
Магнитное обогащение шламов развивается по пути разработки и применения полиградиентной, магнитно-адгезионной, ферростатической, магнитогидростатической, магнитогидродинамической, электродинамической сепарации; разделения на магнитных носителях; флотации в магнитном поле; термомагннтной сепарации; магнитной концентрации на наклонных поверхностях.
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
1. Антоненко Л. К. и др. Магнитное обогащение слабомагнитных руд на сепараторе ВМС // Научно-технический прогресс в обогащении полезных ископаемых.— М.: Наука, 1988.— С. 78.
2. Арсентьев В. А. и др. Влияние структурно-механических свойств пульпы тонких марганцевых шламов на показатели их сгущения и обогащения // Обогащение слабомагнитных руд черных металлов.— М.: Недра, 1984.— С. 86.
3. Арсентьев В. Л. и др. Современное состояние обогащения руд черных металлов // Переработка труднообогатимых руд —М.: Наука, 1987,—С. 139.
4. Бабенко В. А. О механизме упрочения контакта между частицей и пузырьком // Обогащение руд.— 1987.— № 6.— С. 5.
5. Богданов О. С. и др. Исследования по применению газообразного азота при флотации медно-никелевых руд//Обогащение руд.— 1988.—№ 4.— С. П.
6. Емельянов М. Ф. и др. Повышение эффективности работы флотационных машин при увеличении степени изоляции камер // Цв. металлы.— 1988.— .V» 4,— С. 92.
'7. Еропкин Ю. И. и др. Применение азота при разделении медно-молнбденовых концентратов на Каджарской фабрике//Цв. металлы.— 1987,— № 7.—С. 92.
8. Изучение разделения тонких частиц слабомагнитных минералов в сильных магнитных полях /Малкж О. П.. Анелова С. М.//Пробл. физ. горн, пород,—М„ а984.— С. 59-62.
9. Капралов Е. П. Перспективы технического перевооружения узлов грохочения обогатительных фабрик цветной металлургии//Обогященир руд—1984 —№6 — С 27
10. Кармазин В. И., Кармазин В. В. Сепараторы с сильным полем //Магннтные методы обогащения.— М.: Недра, 1984.—С. 354.
11. Кармазин В. В.. Кармазин В. И. Современное состояние и перспективы разделения минералов в магнитных и электрических полях//Переработка труднообогатимых руд.— М.: Наука. 1987,—С. 45.
12. Краснов Г. В. и др. Внедрение на ПОФ-1 Магнитогорского комбината магнитного фильтр-сепаратора ПБФМ-90-250 //Обогащение руд.— 1988.— № 3.— С. 38.
13. Ломовцев Л. А. и др. Високоинтенснвный магнитный сепаратор типа ВМС для обогащения слабомагнитных тонковкрапленных руд//Черная металлургия.— 1987.— Вып. 2 —С. 41.
14. Лопатин А. Г. Реальная структура потоков в гидроцнклонах и пути совершенствования их работы//Цв. металлы,— 1984.— Лг 8.— С. 99.
15. Максимов И. И., Боркин А Д. и др. Изучение влиянии глубины камеры на технологические показатели флотации в колонной пневматической машине//Обогащение руд,- 1986,—№ 4,—С. 27-30.
16. Максимов И. И., Боркин А. Д. и др. Применение колонных флотомашнн в пере-чистных операциях при обогашеннии руд цветных металлов // Обогащение руд.— 1988 - № 6.— С. 36—39.
17. Митрофанов С. И. Совершенствование процесса измельчения — важный резерв повышения технологических показателей на обогатительных фабриках//Цв. металлы.— 1986.—№ 5.—С. 95.
18. Рыскина Н. Я. и др. Совершенствование технологии обогащения руд цветных металлов на основе оп+нмнзацни реагентных режимов флотации//Современные тенденции в разработке и использовании флотореагентов для обогащения руд тяжелых цветных металлов за рубежом.— М.— 1986.— С. 4—15.
19. Селективная флокуляция // Цв. металлы.— 1987.— № 10,—С. 125.
20. Синельников Л. Н. Совершенствование гравитационного оборудования для обогащения шламов за рубежом//Цв. металлургия.—1982.— № 8.— С. 27—29.
21. Суббота А. Ф. и др. Разработка технологии обогащения тонкоизмельченных окисленных железных руд с использованием гравитационных аппаратов//Новые способы и аппараты для обогащения руд черных металлов.— М.. 1986.— С. 25.
22. Туркеннч А. М. Течение пульпы по наклонным треугольным впадинам пластин роторных магнитных сепараторов//ОПИ.— Киев. 1988, .V» 38.— С. 104.
23. Шишкова Л. М. Влияние реагентов — днепергаторов на гравитационное обогащение шламовой части оловянных руд//Обогащение комплексных руд цветных и редких металлов —М., 1984 —С. 15.
УДК 622.75/77
Г. П. Ехлакова, Н. Т. Тагиров, Д. И. Назаров, В. И. Белокрылецкий
ИССЛЕДОВАНИЕ ЗАКОНОМЕРНОСТЕЙ ГРАВИТАЦИОННОГО РАЗДЕЛЕНИЯ В ВОДНОЙ СРЕДЕ ХРОМ Ш П И Н ЕЛ ИДА И СОПУТСТВУЮЩИХ ЕМУ МИНЕРАЛОВ
Технологической схемой обогатительной фабрики Донского ГОКа для обогащения хромовых руд кл. 10—3 и 3,05 мм предусмотрена отсадка, причем необходимость получения концентратов указанных классов обусловлена требованиями ферросплавной и огнеупорной промышленности.
Однако с целью упрощения технологической схемы рядом исследователей предлагается проводить отсадку неклассифицированного материала 10—0 мм. а потребности промышленности в концентратах классов 10—3 и 3,—0,5 мм удовлетворять путем грохочения концентрата [4).
Цель исследований, изложенных в данной статье,— изучение закономерностей разделения в свободных и стесненных условиях в водной среде зерен хромшпинелида и сопутствующих нерудных минералов и на основании теоретических обоснований определение рациональной схемы обогащения класса 10—0 мм.
Методика подготовки материала и проведения экспериментов заключалась в следующем.
Отбирались зерна хромшпинелида и сопутствующих минералов: серпентинита, дунитового серпентинита и магнезита с различных участков месторождения размером 10; 8: 6; 5; 4; 3; 2; 1 и 0,5 мм от 10 до 40 зерен. Материал тоньше 0,5 мм рассевался на ситах 0,2; 0,1
