Содержание к диссертации
Введение
1 Анализ современного состояния технологии подготовки к обогащению медно-цинковых руд и постановка задач исследований 10
1.1 Схемы подготовки медно-цинковых руд к обогащению 10
1.2 Процессы классификации продуктов измельчения в механических классификаторах и гидроциклонах 22
1.3 Современное техническое состояние и технологические возможности тонкого грохочения в обогащении руд цветных металлов 27
1.4 Постановка задач исследований 43
2 Очистка просеивающей поверхности от застрявших в ней частиц 45
2.1 Проблема «зарастания» отверстий просеивающих поверхностей 45
2.2 Теоретический анализ очистки просеивающей поверхности 47
2.3 Определение условий для очистки просеивающей поверхности 56
2.4 Испытания просеивающих поверхностей с различными значениями ускорения 61
2.5 Выводы 64
3 Экспериментальные исследования процесса грохочения медно-цинковой руды на просеивающей поверхности с многочастотными колебаниями 66
3.1 Методика проведения эксперимента 66
3.2 Выбор значений факторов разделения и интервалов варьирования 70
3.3 Математическая обработка результатов эксперимента 73
3.4 Выбор наилучших параметров грохочения медно-цинковой руды на просеивающей поверхности с многочастотными колебаниями 76
3.5 Выводы 78
4 Сепарационные характеристики просеивающей поверхности с многоча стотными колебаниями 80
4.1 Сепарационные характеристики классифицирующих аппаратов 80
4.2 Сепарационные характеристики просеивающей поверхности с многочастотными колебаниями 84
4.3 Прогноз гранулометрического состава продуктов грохочения 97
4.4 Выводы 99
5 Закономерности процессов грохочения на просеивающей поверхности с многочастотными колебаниями и гидроциклонирования в циклах подго товки медно-цинковой руды к флотации 101
5.1 Характеристика продуктов разделения руды в гидроциклоне и на просеивающей поверхности с многочастотными колебаниями, работающих в открытом цикле 101
5.2 Характеристика продуктов замкнутого цикла разделения 118
5.2.1 Методика проведения исследований процесса классификации в замкнутом цикле 118
5.2.2 Характеристика продуктов замкнутого цикла разделения 123
5.3 Закономерности флотационного обогащения подрешетного продукта просеивающей поверхности с многочастотными колебаниями и слива гидроциклона 137
5.4 Результаты применения просеивающей поверхности с многочастотными колебаниями в технологии обогащения медно-цинковых м медных РУД 152
5.5 Разработка схем обогащения медно-цинковой руды и их экономическая оценка 158
5.6 Выводы 162
Заключение 164
Список литературы 167
- Современное техническое состояние и технологические возможности тонкого грохочения в обогащении руд цветных металлов
- Определение условий для очистки просеивающей поверхности
- Математическая обработка результатов эксперимента
- Прогноз гранулометрического состава продуктов грохочения
Современное техническое состояние и технологические возможности тонкого грохочения в обогащении руд цветных металлов
Основной процесс обогащения медно-цинковых руд - флотация. Флотационными методами обогащения в настоящее время перерабатывается более 90 % медно-цинковых руд [105].
Значительный вклад в развитие технологии обогащения медно-цинковых руд внесли многие ученые и исследователи: А.А. Абрамов, Э.В. Адамов, В.М. Арашкевич, Л.А. Барский, К.Ф. Белоглазов, В.А. Бочаров, В.А. Глембоцкий, Н.И. Елисеев, В.А. Игнаткина, И.А. Каковский, В.И. Классен, Б.М. Корюкин, Е.М. Косиков, СИ. Митрофанов, Ю.П. Морозов, В.Я. Мостович, И.Н. Плаксин, СИ. Полькин, В.Н. Рябой, П.М. Соложенкин, М.М. Сорокин, А.В. Троицкий, М.А. Фишман, В.А. Чантурия и многие другие. Технологии и схемы обогащения медно-цинковых руд приведены в научной и учебной литературе [1-6, 9-11, 21-22, 43-44, 55, 68-69, 72, 80-81, 89, 106, 129-130, 134-139, 145, 151-153, 165].
Процесс флотации медных и медно-цинковых руд осуществляется обычно при крупности измельчения руды менее 0,1(0,15) мм; при переработке тонковкрап-ленных руд измельчение проводится до крупности 0,071 мм и даже 0,045 мм [1-6, 9, 21]. В процессе измельчения происходит освобождение зерен ценных минералов от сростков с минералами пустой породы и с другими ценными минералами, однако при этом не должно происходить переизмельчение ценных минералов, так как шламы (класс крупности менее 0,02 мм) ухудшают процесс флотации и снижают показатели обогащения [1-6, 9, 22, 44, 71-72]. Исходя из практики обогащения медных и медно-цинковых руд класс крупности 0,02-0,1(0,15) мм можно принять за флотационный класс крупности. Измельчение руды перед флотацией проводится в сочетании с классификацией, которая, в зависимости от своего назначения в схеме измельчения, может быть предварительной, поверочной и контрольной [1-2, 7, 146].
Количество стадий измельчения определяется крупностью измельчения, которая зависит от размера вкрапленности ценных минералов. Крупное измельчение проводится до содержания 50-60 % класса крупности -0,071 мм. При среднем измельчении в измельченном материале содержание класса крупности -0,071 мм составляет 60-85 %. При тонком измельчении в измельченном материале содержится не менее 85 % класса крупности -0,071 мм [1-6, 9, 22].
Схемы измельчения и классификации подразделяются на: одностадиальные, двухстадиальные, трехстадиальные [1-2, 7, 146].
Одностадиальные схемы измельчения и классификации применяются крайне редко и используются при получении относительно крупного продукта измельчения (крупностью более 0,2 мм), например, перед гравитационным обогащением [1-6, 9, 22].
Предварительная классификация исходного материала в одностадиальной схеме измельчения применяется для выделения уже готового по крупности материала, если его содержится не менее 15 % [1-2]. Выделение этого продукта увеличивает производительность мельницы, уменьшает ошламование руды. Совмещенная предварительная и поверочная классификация применяется обязательно в многостадиальных схемах перед второй и третьей стадиях измельчения, а также перед доизмельчением. В первой стадии измельчения предварительная классификация может применяться для отделения первичных шламов, содержащихся в исходной руде, и растворимых солей, которые оказывают негативное влияние на процесс обогащения [1-6, 9, 20, 22, 71-73].
Для флотации обычно требуется равномерно измельченный материал флотационной крупности [1-6, 9, 22]. Поэтому измельченная руда в виде пульпы при выходе из мельницы подвергается поверочной классификации с целью выделения в слив готового по крупности продукта, направляемого на флотацию. Недоизмельченная часть материала (пески классификации) возвращается в мельницу на доиз-мельчение, образуя циркулирующую нагрузку. В этом случае мельница с классификатором работает в замкнутом цикле, который позволяет выдавать равномерный по крупности продукт с минимальным количеством шламов.
При наличии первичных шламов или при большом количестве готового по крупности материала в исходном питании применяется схема измельчения с разделением операций предварительной и поверочной классификации [1-2,4]. При предварительной классификации шламы или готовый по крупности материал выделяются в слив, а крупный материал в виде песков направляется в мельницу, которая работает в замкнутом цикле с классификатором. Слив классификатора является готовым по крупности продуктом, а недоизмельченная часть в виде песков возвращается на измельчение.
При необходимости получения тонкоизмельченного материала и недостатке объемов измельчительного оборудования применяется схема измельчения с контрольной классификацией слива, когда пески операций классификации направляются на измельчение в мельницу, а измельченный материал требуемой крупности выделяется в слив контрольной классификации [1-2].
При переработке тонковкрапленных руд перед флотацией требуется измельчение до крупности 75 % и более процентов класса крупности -0,071 мм [1, 5, 9, 22]. Для этого применяются схемы двухстадиального измельчения и классификации.
В двухстадиальных схемах в первой стадии измельчение производится сначала в стержневой мельнице, работающей в открытом цикле, а затем в шаровой мельнице, которая работает в замкнутом цикле с классификаторами. Эти схемы применяются на фабриках большой производительности, крупность дробленого продукта на которых составляет 20-25 мм, а крупность измельченного продукта 55-75 % класса крупности -0,071 мм.
Определение условий для очистки просеивающей поверхности
По результатам испытаний установлено, что грохот тонкого грохочения целесообразно использовать в различных операциях обогащения для выделения узких классов материала с повышенным или низким содержанием полезного компонента с достижением высоких технологических показателей, а также для подготовки рудных пульп к гравитационному обогащению. Кроме того, установлено, что использование грохота тонкого грохочения взамен спирального классификатора значительно снижает переизмельчение касситерита.
В оловянной отрасли перспективным аппаратом, помимо грохотов ГСС, является вибрационный грохот с ситом, погруженным в водную среду, типа ГСТ конструкции «Механобра». Основным отличительным признаком ГСТ является наличие ванны с водой, в которую частично погружено сито, совершающее колебательные движения, а также самосинхронизирующиеся вибровозбудители, создающие направленные (прямолинейные) низкочастотные (частота колебаний 15 Гц [48]) высокоамплитудные (амплитуда колебаний до 5 мм [48]) колебания. Грохот ГСТ-21, оборудованный колосниковым ситом с щелью 0,5 мм, был установлен в доводочном цехе Новосибирского оловокомбината. Питанием грохота служил пром-продукт основного цикла обогащения. Грохочение материала проводилось перед загрузкой промпродукта в стержневую мельницу. Технологические показатели тонкого грохочения приведены в таблице 1.3. По итогам испытаний было отмечено, что при использовании грохота вместо классификатора КР-700 извлечение олова в концентрат поднялось на 8,9 % с 51,7 % до 60,6 % [29, 50].
На Центральной обогатительной фабрике Хрустальненского ГОКа проведены испытания резонирующего ленточно-струнного сита (РЛСС) с размером ячейки 2 мм [27-29, 40, 148]. Испытания РЛСС проведены в первой и во второй стадиях измельчения при параллельной работе с вибрационными грохотами. Результаты испытаний, приведенные в таблице 1.3, показали высокую (76-81 %) эффективность работы РЛСС и в первой, и во второй стадиях измельчения, а также возможность увеличения производительности цикла рудоподготовки на 5-6 %. Кроме того, установлено, что эффективность грохочения руды на грохоте укомплектованного РЛСС на 8-10 % выше, чем эффективность грохочения руды на грохоте, снабженном сеткой с квадратными отверстиями.
В технологиях обогащения касситеритовых руд грохоты с эластичным ситом испытывались не только в России, но и в странах ближнего зарубежья. В таблице 1.3 показаны результаты испытаний грохота ГСС-1,25 на предприятии «Станнум» (Чехия) [28, 30]. Результатами испытаний установлено, что тонкое грохочение обеспечивает наиболее благоприятную гранулометрическую характеристику продукта, направляемого на дальнейшее глубокое обогащение. Так, массовая доля «вредных» классов крупности менее 0,25 мм в надрешетном продукте грохота по сравнению с песками спирального классификатора снижается на 9-20 % и не превышает 12-14 %. Кроме того, технология обогащения надрешетного продукта позволила повысить на 43 % (отн.) массовую долю олова в черновом концентрате, по сравнению с технологией, основанной на обогащении песков спирального классификатора.
Грохот ГСС-1,25 испытан в замкнутом цикле третьей стадии измельчения медных руд на обогатительной фабрике Гайского ГОКа [29]. Испытания проведены параллельно с гидроциклонами ГЦ-500, установленными в этой же операции. Технологические показатели испытаний приведены в таблице 1.3. Анализ работы оборудования для грохочения и классификации руды по классу крупности 0,2 мм показал, что грохот ГСС-1,25 на 41,1 % эффективнее разделяет материал, чем гидроциклон ГЦ-500 [29].
В работах [28, 30-31, 53, 57-58, 93-99, 115, 120] показано, что использование оборудования для тонкого гидравлического вибрационного грохочения на обогатительных фабриках по переработке руд цветных металлов, взамен гидравлической классификации в гидроциклонах и спиральных классификаторах, позволяет повысить технологические показатели циклов измельчения и обогащения. Однако, данный вид классифицирующего оборудования не нашел массового применения в технологии обогащения медно-цинковых руд. Грохоты для тонкого гидравлического грохочения отечественного производства в основном применяются в открытых циклах измельчения вольфрам- и оловосодержащих руд для выделения машинных классов крупностью более 0,15 мм в основном перед гравитационными и в редких случаях перед флотационными методами обогащения. Классификация руды по классу крупности 0,15 мм не приемлема при флотационном обогащении медно-цинковых руд, так как для него характерны классы крупности менее 0,071 мм. В связи с этим, исследования процесса тонкого гидравлического вибрационного грохочения медно-цинковых руд является недостаточно изученным и перспективным направлением.
Учеными института «Механобр» и других отраслевых институтов, занимающихся исследованиями закономерностей процесса грохочения руд цветных металлов [26-31, 40, 50, 52-53, 58, 148, 154], кроме исследования технологических показателей (содержание расчетного класса крупности, выход продуктов разделения, эффективность грохочения и т.п.) процесса разделения материала на сите исследовался и вещественный состав продуктов разделения. При изучении вещественного состава основное внимание уделялось: гранулометрическим характеристикам продуктов разделения, извлечению классов крупности в продукты разделения, распределению металлов и главных минералов по продуктам разделения и их классам крупности.
Математическая обработка результатов эксперимента
Это свидетельствует о том, что при низкой производительности просеивающей поверхности массовая доля твердого в питании и её ускорение не оказывают влияние на извлечение средних классов крупности -0,071+0,020 мм в подрешетный продукт.
По виду сепарационных характеристик, приведенным на рисунках 4.2-4.3, следует, что взаимосвязь крутизны сепарационных характеристик просеивающей поверхности по классу крупности -0,071+0,02 мм, полученных при относительно высоких значениях удельной производительности, например при q=\Q т/(ч м2), от массовой доли твердого в её питании существует, но выражена не ярко: разница в значениях величин среднего вероятного отклонения для сепарационных характеристик, полученных при грохочении материала с /?тб=40 % и 0тв—6О % при апп = 100 м/с2, составляет всего 0,001 мм. Такая же разница в значениях величин среднего вероятного отклонения характерна и для сепарационных характеристик просеивающей поверхности, полученных при грохочении руды с аналогичными значениями массовых долей твердого в её питании, но уже при значениях ап.п =360 м/с2.
Противоположная картина по влиянию технологических параметров грохочения на вид сепарационных характеристик наблюдается для тонких классов крупности -0,02+0 мм.
В случае грохочения руды с массовой долей твердого 60 % при удельной производительности просеивающей поверхности 4 т/(ч-м2) извлечение класса крупности -0,02+0 мм в подрешетный продукт снижается на 6,94 % с 91,00 до 84,06 % при повышении ускорения просеивающей поверхности со 100 до 360 м/с2. Аналогично этому снижается и извлечение тонких классов крупности -0,02+0 мм в подрешетный продукт при условии грохочения материала с той же массовой долей твердого, но при повышенной удельной производительности (q=l0 т/(ч м2). Здесь извлечение этого класса крупности в подрешетный продукт при повышении ускорения просеивающей поверхности со 100 до 360 м/с2 снижается на 6,89 % с 88,12 до 81,23 %. Таким образом, извлечение тонких классов крупности -0,02+0 мм в подрешетный продукт снижается с увеличением ускорения просеивающей поверхности при прочих равных условиях. Это можно объяснить тем, что с увеличением ускорения просеивающей поверхности увеличивается продолжительность пребывания тонкой частицы малой массы в «режиме полета» над ситом. «Режим полёта» частицы над поверхностью сита описан в работах [17,118]. Увеличение продолжительности режима полёта частицы снижает вероятность столкновения с отверстием сита и проходом её в подрешетный продукт.
По виду сепарационных характеристик, приведенным на рисунках 4.2-4.3 отмечено, что при разных значениях удельной нагрузки на просеивающую поверхность, но при равных значениях её ускорения и массовой долей твердого в питании {Р,т=60 %), извлечение тонких классов крупности -0,02 мм в подрешетный продукт снижается на одинаковую величину равную 2,8-2,9 %. Это свидетельствует о том, что при грохочении плотных пульп на извлечение тонких классов крупности влияние оказывает только производительность просеивающей поверхности с многочастотными колебаниями по исходному питанию. Это объясняется тем, что при повышении производительности увеличивается скорость прохождения пульпы по просеивающей поверхности. Повышение скорости прохождения материала по ситу снижает вероятность прохождения частицы через отверстие сита.
Повысить извлечение тонких классов крупности -0,02+0 мм в подрешетный продукт возможно путем снижения массовой доли твердого в питании просеивающей поверхности. Снижение массовой доли твердого в питании просеивающей поверхности с 60 до 40 % приводит к повышению извлечения класса крупности -0,02 мм в подрешетный продукт на 4,22 % в случае грохочения материала на сетке, имеющей ускорение 100 м/с2 и на 13,34 %, в случае грохочения материала на сетке, имеющей ускорение 360 м/с2. Повышение извлечения тонких классов крупности -0,02 мм в подрешетныи продукт связано с повышением выхода жидкой фазы пульпы под просеивающую поверхность при увеличении её массы в исходном питании (или снижении плотности пульпы). Жидкая фаза пульпы, проходя под просеивающую поверхность, захватывает тонкие частицы и тем самым «вымывает» их из общей массы твёрдой фазы.
Если качество рассматриваемых сепарационных характеристик оценивать по величине среднего вероятного отклонения Ерт, то можно заключить, что наиболее приближенным к идеальным являются сепарационные характеристики, полученные при тонком грохочении руды, содержащей 40 % твердого при удельной производительности 4 т/(чм2) вне зависимости от ускорения просеивающей поверхности. Далее по приближению вида сепарационных характеристик к идеальным следует группа кривых извлечения фракций в подрешетныи продукт, полученных при грохочении материала на просеивающей поверхности имеющей ускорение равное 100 м/с2. При этом ни производительность просеивающей поверхности, ни массовая доля твёрдого в её питании не оказывает существенного влияния на показатели разделения материала по крупности. Вид сепарационных характеристик, полученных при разделении материала по крупности на просеивающей поверхности, работающей при удельной нагрузке 10 т/(чм2) и ускорении 360 м/с2, независимо от массовой доли твердого в её питании, наиболее далеки от идеальных.
Экспериментальная сепарационная характеристика по подрешетному продукту просеивающей поверхности с многочастотными колебаниями с Ь=0ЛЗ мм
На рисунках 4.4-4.5 приведены сепарационные характеристики по подрешетному продукту просеивающей поверхности с многочастотными колебаниями, работающей при разных параметрах.
Увеличение размера отверстий просеивающей поверхности с 0,07 до 0,13 мм позволяет увеличить извлечение тонких (-0,02 мм) и средних (-0,07И-0,02 мм) классов крупности в её подрешетныи продукт: извлечение тонких классов крупности в среднем увеличивается на 2-3 %, а средних классов крупности на 30-35 %. Также отмечается увеличение извлечения в подрешетныи продукт просеивающей поверхности «затрудняющих» частиц.
Прогноз гранулометрического состава продуктов грохочения
Извлечение раскрытых зерен сфалерита в подрешетный продукт составляет 69,50 % при их массовой доле в подрешетном продукте 93,1 %.
В подрешетном продукте грохота сростки сфалерита с другими минералами имеют следующее распределение: очень богатые - 14 %, богатые - 30 % рядовых - 31 %, бедных - 12 %, очень бедных - 13 %.
Массовая доля раскрытых зерен сфалерита в сливе составляет 89,6 % с извлечением их в слив 61,65 %.
Сростки сфалерита с другими минералами имеют следующее качество: очень богатые - 2 %, богатые - 30 %, рядовые - 40 %. бедные - 15 %, очень бедные -13%.
Пирит распределяется по продуктам разделения подобно основным ценным рудным минералам - халькопириту и сфалериту.
Массовая доля пирита в подрешетном продукте составляет 59,9 %, что на 10 % выше аналогичного показателя слива (/?прот=49,9 %). Извлечение пирита в подрешетный продукт составляет 54,58 %, в слив - 42,26 %.
Массовая доля раскрытых зерен пирита в подрешетном продукте составляет 97,6 % при их извлечении 59,3 %. Остальные зерна пирита представлены сростками, в число которых входят следующие сорта: очень богатые сростки - 73 %, богатые сростки - 15 %, рядовые сростки - 7 %, бедные сростки - 1 %, очень бедные сростки - 4 %.
В слив извлекается 54,42 % раскрытых зерен пирита с массовой долей 97,2 %. Остальные 45,58 % зерен пирита представлены сростками следующего качества: очень богатые - 70 %, богатые - 8 %, рядовые - 15 %, бедные -2 %, очень бедные - 5 %.
Изучено распределение свободных зерен основных минералов определенной крупности по продуктам. Результаты исследований приведены на рисунке 5.8.
Из графиков рисунка 5.8 следует, что в подрешетный продукт извлекается большее количество раскрытых зерен халькопирита, представленных крупностью широкого диапазона, по сравнению с извлечением аналогичных зерен в слив. При этом, для сверхтонких свободных зерен халькопирита разница в значениях извлечения их в подрешетный продукт и слив не так ярко выражена, как для крупных зерен. Например, разница в значениях извлечений в подрешетный продукт и слив свободных зерен халькопирита, представленных крупностью 0,01-0,02 мм, составляет 1,33 %.
С увеличением крупности свободных зерен халькопирита до 0,045-0,071 мм разница в извлечениях их в продукты классификации, направляемые в дальнейшем в операции обогащения, составляет 7,33 % и до крупности 0,071-0,1 мм разница в извлечениях составляет 17,68 %. При этом свободные зерна халькопирита крупностью 0,045-0,1 мм можно считать наиболее предпочтительными для дальнейшего глубокого флотационного обогащения руды.
Аналогичная картина наблюдается и для свободных зерен пирита с отличием в том, что разница в значениях извлечениях их в продукты классификации менее выражена.
Из кривых рисунка 5.8 (в) также видно, что в подрешетный продукт не извлекаются частицы кварца крупностью более 0,2 мм, в то время как в слив извлечение свободных зерен кварца крупностью 0,2-0,7 мм составляет 32,61 %.
Таким образом, в процессе классификации руды на просеивающей поверхности с многочастотными колебаниями, происходит обогащение её подрешетного продукта, по сравнению со сливом гидроциклона, ценными извлекаемыми в самостоятельные концентраты металлами, обогащение основными рудными раскрытыми минералами такой крупностью, которая является наиболее эффективной для дальнейшего флотационного обогащения.
В замкнутых циклах рудоподготовки особый интерес будет вызывать качество материала, возвращаемого в измельчительные аппараты. В данном случае это надрешетный продукт и пески.
По результатам ситового и седиментационного анализов, приведенных на рисунке 5.9 установлено, что с песками, по сравнению с надрешетным продуктом, теряется больше тонких и флотационных классов крупности. Извлечение с песками тонких классов крупности -0,02 мм составляет 11,02 %, что на 6,66 % выше аналогичного показателя надрешетного продукта. Извлечение флотационных классов крупности -ОД+0,02 мм с песками составляет 70,45 %, что на 10,71 % выше аналогичного показателя для надрешетного продукта.
По результатам количественного химического анализа узких фракций гранулометрического и седиментационного анализов продуктов классификации установлено, что с тонкими классами крупности песков наблюдаются повышенные потери меди и цинка. График распределения меди и цинка по узким тонким фракциям продуктов разделения приведен на рисунке 5.10. Потери меди и цинка с весьма тонким классом крупности -0,005 мм песков составляют, соответственно, 9,06 %, и 12,35 %, что на 7,81 % и 8,51 % выше аналогичного показателя надрешетного продукта. Потери меди с классами крупности -0,01+0,005 мм и -0,02+0,01 мм в песках на 4-4,5 % выше потерь её с этими классами крупности надрешетного продукта и составляют, соответственно, 8,94 % и 14,25 %.