Geum.ru
   Авторефераты по темам  >>  Разные специальности - [часть 1]  [часть 2]

Совершенствование технологии извлечения золота и меди из медно-колчеданных руд

Автореферат кандидатской диссертации

 

На правах рукописи

 

 

 

 

 

АРТЕМОВ Станислав Вячеславович

 

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ

ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА И МЕДИ ИЗ МЕДНО-КОЛЧЕДАННЫХ РУД

 

Автореферат

диссертации на соискание ученой степени

кандидата технических наук

 

Специальность: 25.00.13 - Обогащение полезных

ископаемых

 

 

 

 

Владикавказ 2012

Работа выполнена на кафедре обогащения полезных ископаемых ФГБОУ ВПО "Северо-Кавказский горно-металлургический институт (государственный технологический университет).

Научный руководитель

доктор технических наук, профессор

Солоденко Александр Борисович

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, cтарший научный сотрудник, профессор кафедры Технология бродильных производств ФГБОУ ВПО "Северо-Кавказский горно-металлурнгический институт" (государственный технологический университет)

Сорокер Лев Владимирович

 

кандидат технических наук, доцент кафедры "Информатика и математика" Пятигорского филиала Российского государственнонго торгово-экономического университета

Рябова Алина Анатольевна

Ведущая организация -

Научно-производственный комплекс

Югцветметавтоматика

Защита состоится л аа апреля 2012 г. в 15 часов на заседании диссертационного совета Д 212.246.05 при Северо-Кавказском горно-металлургинческом институте (государственном технологическом университете) по адресу: 362021, РСО - Алания, г. Владикавказ, ул. Николаева, 44. E-mail: . Факс: (8672) 407-203.

Отзывы на автореферат в двух экземплярах, заверенные печатью, просим направлять в адрес Совета.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке университета.

Автореферат разослан л марта а2012 г.

Ученый секретарь

а диссертационного совета,

доктор технических наук, профессораа а Хетагуров В.Н.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Основу современной минерально-сырьевой базы России составляют труднообогатимые руды со сложным вещественным составом и пониженным содержанием ценных компонентов. Типичным примером этого являются сплошные колчеданные руды - главный источник производства меди. Данные руды содержат золото, которое извлекают как попутный компонент, что существенно влияет на рентабельность переработки руд. Повышение извлечения ценных компонентов из руд и качества концентратов остается актуальной проблемой обогатительных технологий. Ее решение может быть достигнуто путем разработки новых схем переработки руд и совершенствования флотации - основного процесса обогащения сульфидных руд (В.А. Чантурия, 2008).

В используемых схемах необходимую концентрацию извлекаемого компонента в питании (начале процесса) получают, возвращая значительные потоки промежуточных продуктов. Однако смешение разных по разделяемости, но одинаковых по содержанию металлов продуктов может оказаться невыгодным, т.к. равенство концентраций в продуктах не эквивалентно их тождественности в смысле способности к разделению (Л.А. Барский, В.З. Козин, 1978, О.Н. Тихонов, 1984, В.Д. Самыгин, 1987). Содержание извлекаемого компонента в питании цикла увеличивается, а сложность смеси, как объекта разделения, уменьшается, если операции основной концентрации металла и перечистки чернового концентрата (методом гравитации или флотации) выполнять в одних аппаратах. Это подтверждается результатами настоящей работы.

Новым способом флотационной сепарации является флотация термонагруженными пузырьками (пузырьками воздуха, заполненными водяным паром), при которой селективность минерализации пузырьков и полнота извлечения частиц повышаются (С.И. Евдокимов, А.Б. Солоденко и др., 2004).

Однако индивидуальность и своеобразие руд вносят изменения в общие закономерности разделительных процессов, что потребовало дать теоретическое объяснение механизму и раскрыть причины высокой эффективности процесса флотации термонагруженными пузырьками с целью обоснования перспектив ее применения при переработке медных колчеданных руд.

Цель работы - разработка технологии обогащения колчеданных медно-цинковых руд на основе совершенствования схемы и режима разделения минералов, обеспечивающих проведение процесса с максимальным технико-экономическим эффектом.

Идея работы заключается в том, что разделение минералов методом гравитации и флотации в операции, выдающей черновой концентрат, осуществляют после формирования материала с высоким уровнем обогатимости, а для интенсификации флотации используют мелкие термонагруженные пузырьки, полученные из составного паровоздушного потока с присадкой пенообразователя.

Объект исследования: сплошные колчеданные руды Урупского месторождения.

Предмет исследования: гравитационно-флотационная технология извлечения золота и меди из золотосодержащих руд цветных металлов.

Методы исследований: минералогический, гранулометрический, седиментационный, химический, пробирный и атомно-абсорбционный методы анализов; оценка смачиваемости минеральной поверхности путем измерения времени индукции пузырька воздуха. Натурные эксперименты по обогащению руд методом гравитации и флотации проводили с использованием стандартных установок, а также математических методов планирования эксперимента. При проведении технологических исследований в промышленных условиях использованы отраслевые методики, принятые для фабричной практики переработки руд. Автором разработан метод измерения размера пузырьков, основанный на возбуждении в витках катушки ЭДС индукции при изменении магнитного потока через поверхность витков при образовании в объеме магнитной жидкости, заполняющей катушку, всплывающего пузырька.

Защищаемые научные положения:

  • Механизм процесса флотации с применением энергетического и физико-химического воздействий на газовую фазу и причины, обусловливающие его высокую эффективность:

- механизм процесса флотации пузырьками, образованными из термонагруженного потока воздуха с присадкой пенообразователя, заключающийся в интенсификации всех стадий процесса взаимодействия частицы с пузырьком;

- из термонагруженного потока воздуха с присадкой пенообразователя образуются мелкие пузырьки, вероятность столкновения с которыми частиц всех классов крупности выше;

- селективность прилипания увеличивается за счет роста предельной толщины межфазной пленки между частицей и пузырьком вследствие уменьшения времени релаксации адсорбционного слоя под действием температуры;

- влияние температуры на прочность контакта частицы с пузырьком заключается: в отторжении с поверхности пузырька частиц с уменьшением размера пузырька и ростом избыточного капиллярного давления газа в нем; в упрочнении контакта за счет роста величины депрессии поверхностного натяжения вследствие уменьшения величины максимального динамического поверхностного натяжения.

2. Результаты физико-математического моделирования и экспериментального исследования процесса тепломассообмена при барботировании паровоздушной смеси в жидкость.

3. Способ и устройство измерения размера пузырьков, основанный на анализе спектра индукционного сигнала, возбуждаемого в витках катушки, заполненной ферромагнитной жидкостью, пузырьком воздуха.

4. Математическая модель радиального перемещения тяжелых частиц в рабочей зоне центробежного сепаратора, полученная с использованием аппроксимации кривой Рэлея в диапазоне средних чисел Рейнольдса.

5. Результаты разработки и исследования технологии обогащения труднообогатимых колчеданных медных руд методом флотации с попутным извлечением золота методом гравитации.

Новизна научных положений.

1. Выявлены механизм процесса флотации пузырьками, полученными из составного паровоздушного потока с присадкой пенообразователя, и обусловливающие его факторы, а также причины высокой эффективности процесса, анализ которых показал, что тепломассообмен пузырьков с окружающей жидкостью инициирует все стадии процесса взаимодействия частицы с пузырьком - их столкновения, закрепления и удержания частицы пузырьком до выноса в пенный слой.

2. Установлены закономерности, показывающие, что скорости процессов тепломассообмена паровоздушных пузырьков с окружающей жидкостью и их взаимодействия с частицей в динамических условиях, моделирующих промышленный процесс, примерно равны, что делает их взаимозависимыми, а стенка пузырька совершает затухающие колебания за счет фазовых переходов.

3. Теоретически обосновано и экспериментально доказано, что величина индукционного сигнала в катушке зависит от размеров проходящего через катушку пузырька и его смещения относительно оси катушки.

4. Получена математическая модель, связывающая скорость радиального перемещения частиц на границе раздела тяжелой жидкости и воды в центробежном сепараторе с физическими свойствами частиц и среды разделения.

5. Предложен принцип построения технологических схем, заключающийся в эффективном формировании в начале процесса материала с высоким уровнем обогатимости методом гравитации и флотации за счет смешения грубого концентрата с исходным питанием.

Практическое значение работы заключается в том, что на основании теоретических и экспериментальных исследований разработана и испытана в промышленных условиях рациональная технология извлечения металлов из труднообогатимой медной руды на основе нового принципа построения схемы и физико-химического воздействия на газовую фазу при флотации, обеспечивающая повышение извлечения меди и золота. Результаты работы приняты для промышленного использования, что позволяет получить значительный экономический эффект. Полученные результаты используются в учебном процессе СКГМИ (ГТУ) в качестве методического материала при чтении лекций по темам Флотационные методы обогащения, Гравитационные методы обогащения, при проведении спецкурса по специальности Обогащение полезных ископаемых.

Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций, изложенных в работе, подтверждается большим объемом экспериментальных исследований, проведенных в лабораторных и промышленных условиях, использованием фундаментальных законов теплофизики и теории разделительных процессов, удовлетворительной сходимостью теоретических и экспериментальных результатов, использованием методов математической статистики.

Личный вклад автора заключается в проведении аналитического обзора научно-технической информации о существующих методах переработки медных колчеданных руд, выполнении экспериментальных исследований по изучению закономерностей флотации составным паровоздушным потоком с присадкой пенообразователя, разработке технологии, анализе и обобщении полученных результатов, формулировании выводов.

Апробация работы. Основные результаты работы и ее отдельные положения докладывались на Уральском горно-промышленном форуме Горное дело, оборудование, технологии (Екатеринбург, 2009 г.), научных симпозиумах Неделя горняка (Москва, МГГУ, 2009-2010 гг.), VII Международной научной конференции Устойчивое развитие горных территорий (Владикавказ, 2010 г.), 1-ой Региональной междисциплинарной конференции молодых ученых Наука обществу (Владикавказ, 2010 г.), VIII конгрессе обогатителей стран СНГ (Москва, 2011 г.), ежегодных научно-технических конференциях СКГМИ, Владикавказ, 2009-2011 гг., технических совещаниях ЗАО Урупский ГОК (2009-2011 гг.)

Публикации. По теме диссертационной работы опубликовано 15 научных работ, в том числе 10 работ в изданиях, рекомендованных ВАК РФ, а также 1 патент РФ на изобретение.

Объем и структура работы. Диссертация состоит из введения, 4 глав, заключения, списка использованных источников из 142 наименований и приложений. Работа изложена на 161 страницах машинописного текста, содержит 73 рисунка, 59 таблиц.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Во введении дано обоснование актуальности темы исследований, сформулированы цель, идея и задачи работы, основные защищаемые положения, научная новизна, практическое значение диссертации, приведены сведения о методах исследований, апробация работы и публикациях автора.

Современное направление интенсификации процессов извлечения меди и золота из медно колчеданных руд

Современные схемы обогащения руд организованы по каскадному принципу (А.Д. Погорелый, 1958; М. Дигре, 1962; Л.А. Барский, 1978), для которых высокая концентрация извлекаемого компонента является условием максимального разделения, производимого установкой. Прямолинейная связь между извлечением ценного компонента в одноименный концентрат и содержанием в руде установлена для Pb-Zn руд (Плаксин И.Н., Околович А.М. и др., 1961, Жаксыбаев Н.К., Куляшев Ю.Г. и др. 1969), для Cu-Zn руд (Эпельман М.Л., Ручкин И.И. и др., 1976), для Cu-Pb-Zn руд (Болошин Н.Н., Пудов В.Ф. и др. 1973), для флюоритовых руд (Тюрин Б.А., Земский Е.В. и др. 2008), для Cu-Ni руд (Ломоносов Г.Г. и др. 2010). Высокая концентрация металла в питании столов способствует повышению извлечения золота из руд (Бочаров В.А., Рыскин М.Я., 1993), извлечению TiO2 и ZrO2 из песков россыпных месторождений (Левченко Е.Н., 2011). Хвосты I перечистки и концентрат контрольной флотации для доизвлечения из них ценных компонентов направляют в начало процесса, одновременно решая задачу увеличения содержания извлекаемого компонента в точке питания сырьем. Однако в этих продуктах равенство концентраций в продуктах не эквивалентно их тождественности по обогатимости - способности к разделению (Рубинштейн Ю.Б., 1980, Тихонов О.Н., 1984; Самыгин В.Д., 1987): продукты однородны по вещественному признаку - по металлу, минералу, но неоднородны по физическому свойству, по которому ведут разделение. Смешение разных по разделяемости, но одинаковой концентрации промежуточных продуктов в схеме может оказаться невыгодным. Следовательно, разделяемые продукты должны характеризоваться не только энтропией смеси, но также и энтропией, связанной с неоднородностью свойств разделения. При проектировании флотационного каскада разнородность продуктов по разделяемости при одинаковом составе учитывали, применяя новые конструкции флотомашин (Классен В.И., Мещеряков Н.Ф., Черных С.И., Краснов Г.Д., Лавриненко А.А.), технологии с выделением головок (Митрофанов С.И., Бочаров В.А.) и фракционной флотации (Разумов К.А., Десятов А.М., Бехтле Г.А.), гидрометаллургическую переработку труднообогатимых промпродуктов (Шадрунова И.В.). В схемаха гравитационного обогащения минерального сырья применяют концентрацию в центробежном поле (А.Г. Лопатин, В.Н. Шохин, К.В. Федотов, А.В. Богданович).

Возможность использования грубого концентрата (богатого продукта, состоящего из наиболее активных форм извлекаемых минералов) в качестве циркулирующего продукта для снижения отрицательного влияния неоднородности при обогащении руд методом гравитации и флотации требует экспериментального доказательства.

Из анализа современной литературы по проблемам переработки руд следует, что для интенсификации процессов разделения используют физические воздействия на все фазы флотационной пульпы. Наиболее полно теоретически и экспериментально обоснованными и технологичными является воздействие на поверхность минералов мощными наносекундными электромагнитными импульсами (В.А. Чантурия, И.Ж. Бунин, В.Д. Лунин, Г.В. Седельникова и др.), электрохимическая обработка пульпы и реагентов (В..А. Чантурия, Р.Ш. Шафеев, М.Я. Рыскин), кондиционирование газовой фазы труднорастворимыми продуктами реакций (М.А. Эйгелес, М.Л. Волова) и адсорбцией ПАВ (С.С. Шахматов, В.Ф. Скороходов), замена воздуха на азот (И.Н. Плаксин, Е.М. Чаплыгина, М.И. Манцевич, В.В. Рыбас), пневмопульсационная флотация (Г.Д. Краснов, А.А. Лавриненко), модификация технологических свойств пиритов применительно к медно-колчеданным рудам (Е.Л. Чантурия).

Ускорение течения всех физико-химических процессов, оказывающих многостороннее (часто разнонаправленное) действие на флотацию минералов, происходит с повышением температуры пульпы (Г.С. Бергер, А.А. Абрамов). Анализ различных методов энергетических воздействий при обогащении медно-колчеданных руд показал, что перспективным методом интенсификации флотации является использование мелких термонагруженных пузырьков, полученных из составного паровоздушного потока с присадкой пенообразователя. Отсутствие в литературе единого мнения во взглядах на роль температуры границы раздела фаз газ-жидкость при флотации предопределило необходимость системного исследования закономерностей последовательных этапов образования и выноса в пенный слой минерализованных пузырьков, заполненных водяным паром с присадкой пенообразователя.

Исследование и разработка новой технологической схемы извлечения золота гравитационным методом

По данным суточных показателей работы Урупской ОФ в 2009-2011 гг. выполнен анализ взаимосвязи содержания и извлечения золота в гравиоконцентрат по схеме, включающей обогащение слива классификатора на короткоконусном гидроциклоне с доводкой его песков на концентрационном столе. Количество текущих значений показателей (проб) в массиве обработанной исходной информации по годам составляло от 110 до 140. В результате статистической обработки получено уравнение

а (1)

с корреляционным аотношением а(h = 0,37) выше доверительного уровня (Р = 95 %). Выявленная прямолинейная связь между содержанием Au и его извлечением использована для повышения полноты извлечения Au на основе нового принципа построения схемы обогащения: конфигурация схемы обеспечивает в основной операции обогащения высокое содержание извлекаемого металла за счет выделения чернового концентрата в два приема. С этой целью из ? части подготовленной к обогащению пульпы извлекают черновой концентрат, который смешивают со второй ? частью пульпы, что приводит к формированию в ней материала с высоким уровнем обогатимости. Вторично выделенный черновой концентрат доводят по качеству до готового концентрата. Этот принцип построения схемы использован для повышения извлечения золота в гравиоконцентрат за счет следующих мероприятий: 1. введения операции отсадки песков короткоконусного гидроциклона; 2. использования режима отсадки в замкнутом цикле (исходное питание в двухкамерную машину подают во вторую (по ходу движения легкой фракции) камеру, тяжелую фракцию которой возвращают в первую камеру машины); 3. доводки тяжелой фракции отсадки на концентрационных столах по схеме в два приема.

Экспериментальную часть исследования проводили с использованием методов математического планирования экспериментов. Влияние хода конусов - Х1 (3-7 мм), частоты их колебаний ЦХ2 (200-240 мин-1), расхода подрешетной воды ЦХ3 (4-6 м3/т) и высоты искусственной постели ЦХ4 (23-37 мм) на критерий Ханкока (eAu - gк) аппроксимировано следующими уравнениями регрессии, адекватными экспериментальным данным с уровнем значимости 0,05:

при работе отсадочной машины в открытом цикле

Y = 9,231 + 1,139 Х1 + 1,204 Х2 + 1,011 Х3 + 1,079 Х4 (2)

при работе отсадочной машины в замкнутом цикле

Y = 10,089 + 1,993 Х1 + 1,555 Х2 - 1,340 Х3 + 0,723 Х4 (3)

В результате поиска оптимальных параметров процесса отсадки установлено, что применение операции отсадки песков короткоконусного гидроциклона позволяет повысить извлечение золота на 0,85 % (с 5,12 до 5,97 %), а использование арежима аработы амашины ав азамкнутом цикле - на 1,77 % (с 5,97 до 7,74 %).

При поиске оптимальных условий перечистки тяжелой фракции отсадки на концентрационных столах известным и разработанным автором способома в качестве независимых переменных были использованы: частота хода деки (n = 260-340 мин-1), длина хода деки (l = 8-16 мм) и расход смывной воды (q = 1,1-2,7 м3/т). В безразмерном масштабе независимые переменные имеют следующий вид:

;аа ;аа а (4)

В результате математической обработки экспериментальных данных получены следующие уравнения регрессии:

при перечистке известным способом

а Y = 2,534 + 0,290 Х1 - 0,654 Х2 + 0,391 Х3а (5)

при перечистке в два приема

а Y = 5,723 + 1,038 Х1 - 1,578 Х2 + 0,698 Х3а (6)

В связи с тем, что в уравнениях Fр< Fт они признаны адекватными экспериментальным данным с уровнем значимости 0,05.

Следовательно, экспериментально доказано, что при перечистке тяжелой фракции отсадки разработанным способом извлечение золота на 2,15 % выше. Прирост извлечения золота в гравиоконцентрат за счет трех новых мероприятий составляет 4,77 %.

Для условий Урупской ОФ перспективным способом доводки золотосодержащих концентратов может быть сепарация минералов на границе раздела двух несмешивающихся жидкостей - тяжёлой (нерастворимой в воде) органической жидкости и воды - в центробежном сепараторе. С учетом плотности частиц ценного компонента ?1 и породы ?2 плотность тяжелой жидкости ? в рабочей зоне сепаратора должна быть ?2< ? < ?1. Тогда тяжелые частицы проваливаются через обе жидкости и концентрируются у стенки ротора, а лёгкие частицы плывут вдоль поверхности раздела в сторону разгрузки. С учётом известной аппроксимации кривой Рэлея в диапазоне средних чисел Рейнольдса получено дифференциальное уравнение радиального перемещение тяжелых частиц:

, (7)

 

где , аа ,аа .

Откуда

.аа а (8)

Здесь Re - число Рейнольдса; x - коэффициент присоединенной массы; dч - диаметр частицы, м; rч, rж - плотность частиц и жидкости, кг/м3; h - динамическая вязкость, Па?с; w - ускорение частицы, м/с2. Аналитическим решением получена формула скорости радиального перемещения частиц:

,а (9)

где

а (10)

Механизм флотации пузырьками, образованными из состав

паровоздушного потока с присадкой пенообразователя

Новый принцип построения схемы обогащения использован при извлечении из хвостов гравитации меди и золота методом флотации. Отличие состоит в том, что при первом выделении чернового концентрата при флотации используют газовую фазу с модифицированными на основе энергетических и физико-химических воздействий технологическими свойствами.

Особые физико-химические свойства поверхности самородного золота - металлическая решетка, трудная окисляемость, своеобразный морфотип и т.д. (отмеченные в трудах И.Н. Плаксина, С.М. Ясюкевича и Г.А.Хана, В.И. Трушлевича, А.М. Годена, С.М. Анисимова, Г.А. Хана, И.А. Каковского, С.И. Черных, П.М. Соложенкина, В.А. Бочарова, Фаренволда, Ливера и Вульфа, И.А.Каковского, А.И. Никулина, Р.Ш. Шафеева и В.А. Чантурия) - определяют специфический характер фиксации собирателя на поверхности металла, и изучение этого вопроса актуально для теории и практики флотации. С этой целью использовали различные методы исследования, описанные в литературе, видоизменные к решению поставленной задачи, а также разработаны новые.

С использованием контактного прибора типа КЭП-4 и седиментоволюметрических измерений установлено, что при увеличении температуры время индукции tind при прилипании зерен золота друг к другу увеличивается (рис. 1), а объем осадка V (рис. 2) и сила (прочность) F в контакте между зернами самородного золота (рис. 3) уменьшаются.

В присутствии пузырька воздуха получен качественно иной результат: при повышении температуры tind при прилипании к пузырьку воздуха зерен самородного золота уменьшается, причем кривые располагаются в ряд в соответствии со своей пробой - чем выше проба золота, тем ниже лежит кривая (рис. 4). Седиментоволюметрическими измерениями (рис. 5) и опытами по беспенной флотации самородного золота в трубке Халлимонда (рис. 6) установлено, что ксантогенат гидрофобизирует поверхность зерен самородного золота. Причем с ростом пробы золота гидрофобизирующее действие ксантогената увеличивается.

 


Рис. 1. Время индукции при прилипании золотин друг к другу как функция температуры

Рис. 2. Объем осадка золотин как функция температуры

Рис. 3. Сила в контакте между золотинами как функция температуры

Примечание к рис. 1-3: прилипание к зерну (размером 1х2 мм) самородного золота изометричной формы золотин крупностью -71 мкм; проба золота - 910 ед.)

а

Рис. 4. Время индукции при прилипании к пузырьку воздуха золотин как функция температуры

Рис. 5. Объем осадка золотин как функция концентрации бутилового ксантогената калия

Рис. 6. Флотируемость золотин как функция концентрации бутилового ксантогената калия

 

Примечание к рис. 4-6: проба золота: 1 - 910; 2 - 880; 3 - 850; 4 - 810; 5 - 770; 6 - 740; 7 - 700. Крупность зерен самородного золота -100 мкм, рН 6,7. Кривые принадлежат доверительным интервалам, построенным с использованием t-критерия Стьюдента (доверительные интервалы для среднего значения аи )

Результаты измерения tind при прилипании к пузырькам db уплощенных золотин (крупность -250+40 мкм, масса 0,005-0,04 мг, проба - 940) аппроксимированы уравнением,

аа (11)

из которого следует, что при уменьшении db от 3,7 до 0,7 мм tind уменьшается от 3?104 до 1?10-2 с.

Выявленное отличие устойчивости симметричных (рис. 1-3) и смачивающиха (рис. 4) пленока использовано при разработке способа флотации, при котором в качестве газовой фазы при флотации используют составной поток из воздуха и водяного пара (Т = 104 0С, р = 0,1 МПа) с присадкой пенообразователя.

Аппроксимацией результатов эксперимента Simpson H.C. по исследованию тепломассообмена при аэрации холодной воды паром получена зависимость радиуса пузырька R (мм3) от времени t (мкс):

аа (12)

Зависимость между скоростью изменения размера пузырька, теплофизическими характеристиками воды и пара и расстоянием , пройденным пузырьком до полной конденсации пара в нем

,а (13)

получим из известной в литературе апробированной зависимости для изменения радиуса пузырька от времени

, (14)

записанной в критериальной форме (где аЦ критерий Якоба; DТ - разность температур пара и окружающей жидкости; аЦ критерий Пекле; аЦ критерий Фурье).

На рис. 7 приведены данные экспериментов автора и результаты расчетов по модели Деренок А.Н. коэффициентов теплоотдачи для пузырьков разного размера:

аа илиаа аа (15)

 

При этом должен соблюдаться тепловой баланс конденсатора:

Рис. 7. Зависимость коэффинциента теплоотдачи a от разнмера пузырька db: - раснчет по модели А.Н. Деренок; o - результат эксперимента.

аЦ тепловой поток, подводимый к охлаждающей воды, температура которой увеличивается от Т1 до Т2, при массовом расходе а(кг/с) с учетом потерь теплоты в окружающую среду - . Здесь аЦ тепловой поток (Вт) от конденсирующейся паровоздушной смеси; аЦ тепловой поток, полученный при охлаждении конденсата до температуры Тк (где св, ск - соответственно удельная теплоемкость воды и конденсата, Дж/кг?К; Vв - объемный расход воды (кг/с) плотностью rв (кг/м3); D - массовый расход паровоздушной смеси (кг/с) определяемый по количеству конденсата а(кг), собранного за время стационарного режима работы (с); r - удельная теплота конденсации, Дж/кг; uпс - скорость паровоздушной смеси, м/с; S - площадь поверхности теплообмена, м2; DТ - средне логарифмический температурный напор. На рис. 8 приведены данные экспериментов и результаты расчетов по модели Деренок А.Н. коэффициентов теплоотдачи для пузырьков разного размера.

 


Рис. 8. Принципиальная схема установки для измерения размера

пузырьков паровоздушной смеси.

С уменьшением размера пузырька теплообмен между паром и жидкостью ухудшается и тепло, выделившееся при конденсации пара, не уходит полностью в жидкость. Пар перегревается, что ведет к снижению интенсивности конденсации и резкому росту давления в пузырьке - его размер увеличивается. По мере увеличения пузырька теплообмен между паром и жидкостью улучшается, что ведет к резкому охлаждению пара и уменьшению давления в пузырьке, не адекватному изменению его размера и возобновлению массообмена, - размер пузырька уменьшается. Таким образом, в результате фазовых переходов пузырек пара совершает затухающие колебания.

Продифференцировав (12)

(16)

и приняв теплофизические и режимные параметры, соответствующие условиям паровоздушной флотации, определим максимальное расстояние пробега пузырька wt до полной конденсации пара в нем:

.

Стадия теплового регулярного режима наступает при числе Фурье Fo > 0,25. Это означает, что в пузырьке размером 10-3 м процесс выравнивания температуры будет происходить в течение . Из полученных результатов следует, что процессы промышленной флотации и тепломассообмена в пузырьках пара имеют примерно равную скорость, что делает их взаимозависимыми.

Разработан способ и устройство для измерения крупности пузырьков по частоте их образования в измерительной ячейке, выполненной в виде стеклянной трубки, заполненной ферромагнитной жидкостью и расположенной в системе измерительных индукционных катушек. Метод основан на возбуждении в катушках ЭДС при появлении в объёме ФМЖ немагнитного пузырька. Факторы, влияющие на возникновение ЭДС в индукционном датчике, выявлены на основе анализа размерностей. С этой целью получено выражение для магнитного потока через поверхность витков катушки:

.а (17)

Здесь n(z) = N/R - числа витков на единицу длины катушки; Z* = Z/R - безразмерная вертикальная координата витка катушки; da* - элемент площади витка катушки, приведенный к безразмерному виду, с использованием характерного размера R; m - относительная магнитная проницаемость; Н0 - напряженность внешнего магнитного поля, А/м; D - смещение относительно оси симметрии, м; L, h - радиус и высота катушки, м. Тогда безразмерную функцию потока магнитного поля через катушку запишем в виде:

. (18)

После разложения функции y по параметру R/L << 1, пренебрегая членами второго порядка малости, а также учитывая, что , получено окончательно уравнение для магнитного потока:

,а (19)

то есть величина индукционного сигнала в катушке определяется размером пузырька и его смещением относительно оси катушки.

Методика проведения измерений на разработанной установке (рис. 8) состояла в следующем.

Паровоздушную смесь с заданными теплофизическими свойствами через эжектор вдували в стеклянную ячейку 1, заполненную ферромагнитной жидкостью и расположенную в немагнитном термоизолирующем контейнере 2, заканчивающемся фторопластовой пробкой 3. Для регистрации пузырьков по высоте ячейки 1 располагались три измерительные индукционные катушки 4 по 325 витков каждая. На подводящем конусе эжектора устанавливали спай хромель-копелевой термопары 5. Контейнер 2 размещали в зазоре электромагнита 6 шириной 70 мм. Показания индукционных датчиков регистрировали с помощью аналого-цифрового преобразователя и выводили на экран монитора компьютера 7, работающего в режиме осциллографа.

С уменьшением размера пузырька ЭДС индукции в витках катушки уменьшалась, а частота всплесков на осциллограмме характеризовала число пузырьков. С учётом расхода пара определяли средний диаметр пузырьков, который уменьшается в 2-2,5 раза с увеличением температуры паровоздушной смеси (рис. 9).

Таким образом, при флотации паровоздушной смесью в пульпе образуется большое количество мелких пузырьков с вибрирующими стенками. Высокая теплопроводность жидкости обеспечивает интенсивный теплообмен между фазами, и граничный слой пузырьков нагревается за счет тепла конденсации пара.

Из результатов расчета следует, что для условий паровоздушной флотации основной вклад в изменение результата столкновения частицы с пузырьком вносит размер пузырька (рис. 10, 11).

 


Рис. 9. Температурная зависимость весовой функции плотности распределения пузырьков по размерам (измерения выполнены в ФМЖ плотностью 1237 кг/м3 с намагниченностью насыщения 47,3 кА/м в однородном внешнем магнитном поле интенсивностью 30,7 и 70,7 кА/м для кривых 1 и 2 соответственно).

Результаты эксперимента (колонка V = 255 см3, D = 36 мм, Н = 257 мм, скорость подачи воздуха - 50 см3/мин) полностью подтверждают эффективность мелких пузырьков по отношению ко всем классам крупности частиц, что объясняется как большей вероятностью столкновения, так и в значительной мере их меньшей скоростью всплывания, а соответственно и меньшей относительной скоростью пузырька и частицы в момент соприкосновения (рис. 12).

С использованием релаксационного уравнения Файнермана В.Б. выполнен расчет времени релаксации по экспериментальным данным о зависимости поверхностного натяжения от времени:

,а (20)

где sд - динамическое поверхностное натяжение; индекс ? указывает на то, что величина относится к равновесию; t - время релаксации; t - время жизни поверхности пузырька; s0 - некоторая константа. При увеличении температуры Т (10-60 0С) время релаксации t (мс) уменьшается, что обычно наблюдается в релаксационных процессах:

а (21)

 


Рис. 10. Гидродинамический коэффициент захвата как функция температуры: 1 - Dr = 1,7; 2 - Dr = 3,2; 3 - Dr = 6,5 т/м31 Ц

Рис. 11. Время индукции t (с) как функция размера пузырька db (мм).

 

Рис. 12. Константа скорости флотации как функция размера пузырька. Крупность частиц: 1 - (-250+150);

2 - (-150+74); 3 - (-74+40) мкм.

Величина отношения t/ts уменьшается при увеличении размера пузырька и крупности частицы (рис. 13).

 


Полученные результаты для исследования результатов прилипания при использовании в качестве газовой фазы аэрозоля имеют следующий физический смысл. Существует предельное значение толщины пленки hlim, характерное в том отношении, что при h > hlim пленка утоньшается под действием прижимной силы, а по достижении h = hlim толщина пленки стабилизируется, т.к. истечение жидкости из зазора под влиянием перепада давления компенсируется втеканием за счет перепада поверхностного натяжения. Следовательно, одной из причин увеличения селективности прилипания частиц при флотации аэрозолем (по сравнению с флотацией воздухом) является стабилизация предельной толщины смачивающей пленки.

Рис. 13. Зависимость величины отношения t/ts от размера пузырька db и частицы dp.

В.И. Мелик-Гайказяном с сотрудниками установлено, что для упрочнения контакта частица-пузырек необходимо предварительное снижение значения sг-ж на поверхности пузырька: чем большей будет депрессия sг-ж, тем большим может быть и упрочнение контакта. Проведено измерение динамического поверхностного натяжения растворов пенообразователя в зависимости от времени жизни поверхности.

Кинетические кривые во всех исследованных случаях удовлетворительно описываются уравнением:

а (22)

что иллюстрируется рис. 14. Константа k в приведенном уравнении характеризует время q формирования равновесного поверхностного слоя (k = 1/q). В условиях проведенного эксперимента время формирования равновесного поверхностного слоя составляет 10-50 мс и уменьшается при повышении температуры.

 


При повышении температуры релаксация во время деформирующего воздействия на поверхности пузырьков уменьшает величину максимального динамического поверхностного натяжения, что является причиной роста величины депрессии поверхностного натяжения, ответственной за упрочнение контакта частицы с пузырьком.

Рис. 14. Кинетические прямые для водных растворов 15 мг/дм3 Оксаль Т-80 при температуре 60 (1), 40 (2) и 20 0С (3).

Для существующей технологии обогащения руд на Урупской ОФ получена модель оценки ожидаемого товарного извлечения меди в концентрат:

(23)

Полученное уравнение (23) справедливо для наблюдаемого диапазона варьирования содержания меди в исходной руде, равного 0,8-2,1 (среднее 1,45). Корреляционное отношение связи между содержанием меди в руде и ее товарным извлечением в концентрат ? = 0,31. Показано, что найденное корреляционное отношение значимо и, следовательно, полученное корреляционное уравнение вполне пригодно для дальнейшего использования.

Для определения оптимальной загрузки реагентов при струйном движении чернового медного концентрата и рудного питания реализован композиционный план для двух факторов. В качестве независимых переменных были использованы: СаО - содержание св. СаО в пульпе и Кс - расход бутилового ксантогената калия при выделении чернового медного концентрата в первой струе флотации. Независимые переменные варьировали в следующих пределах: расход извести от 250 до 750 г/м3 св. СаО в пульпе; расход ксантогената от 50 до 150 г/т.

Методика выполнения эксперимента состояла в следующем. Из руды, измельченной до крупности 85 % класса -74 мкм, выделяли черновой медный концентрат - концентрат 1 струи флотации. Затем до той же крупности измельчали вторую навеску руды, смешивали ее с концентратом I струи флотации и направляли на флотацию во флотомашине механического типа - II струю флотации. Для получения чернового концентрата в I струе флотации использована противоточная колонна ? 47 мм, в которую в качестве газовой фазы подавали смесь водяного пара (104 0С) с воздухом - паровоздушную смесь (аэрозоль). Высота колонны принята равной 1,97 м, при этом 1,55 м составляет высота зоны минерализации и 0,42 м - высота зоны очистки. При приведенной скорости пульпы 1,12 см/с объемная производительность колонны составляла 70 л/час (0,68 м3/мин на 1 м2 сечения колонны). Для подавления механического выноса нефлотируемых частиц в концентрат расход промывной воды поддерживали на уровне 0,20-0,25 м3/(мин?м2), что обеспечивало превышение потока воды в хвосты по сравнению с потоком воды в питание на 4-7 %. Паровоздушную смесь в виде составного потока из насыщенного водяного пара, воздуха и водной эмульсии Оксаль-Т-80 и олеиновой кислоты (взятых в соотношении 10:1) под давлением 0,40 МПа в колонну подавали вынесенным боковым донным инжектором конфузор-диффузорного типа (? диффузора 14 мм).

Уравнение аппроксимирующего полинома имеет вид:

Y1 = 11,596 - 0,0320?СаО - 0,0358?Кс + 0,0000601?СаО2 +

+ 0,000636?Кс2 - 0,000252?СаО?Кс (24)

здесь, где eCu и eS - соответственно извлечение в медный концентрат меди и серы, %. В опытах, моделирующих непрерывный процесс, в концентрат, содержащий 19,29 % Cu, извлечено 90,74 % Cu. Сравнение технологических показателей, полученных при флотации руд Урупского месторождения по конкурирующим схемам - фабричной и струйной с использованием колонной флотомашины в 1-ой струе флотации - позволяет сделать вывод, что во втором случае содержание меди в готовом концентрате выше на 1,79 %, а извлечение - на 4,24 %. В том числе при использовании аэрозольной колонной флотации извлечение золота в готовый концентрат за счет повышения содержания золота в нем с 5,5 до 7,0 г/т увеличивается на 8,72 %.

Опытно-промышленные исследования разработанной технологии

обогащения медно-колчеданных руд Урупского месторождения

Исследование вариантов технологических схем извлечения меди и золота из руд Урупского месторождения методом гравитации и флотации выполнено в условиях действующей ОФ на оборудовании полу- и промышленного масштаба.

Проведено исследование извлечения золота методом гравитации из слива классификатора I стадии измельчения. При раздельной концентрации на столе СКО-0,5 фракций крупностью -0,14 и +0,14 мм, выделенных из слива (50-55 % кл. -74 мкм), в гравиоконцентрат (45 г/т Au) было извлечено 4,8 % абс. Au. При доизмельчении слива (67-70 % кл. -74 мкм) и раздельной концентрацией на столе песков (крупностью 37,9 % кл. -74 мкм при 84,0 % твердого) и слива (крупностью 85,7 % кл. -74 мкм при 28,5 % твердого и выходе 60,5 %) гидроциклона ГЦ-75 (угол конусности 900) в гравиоконцентрат (49 г/т) извлекли 7,0 и 5,0 % абс. Au при содержании его в руде a = 2,50 и 1,48 г/т соответственно. При совместном обогащении на столе песковой и шламовой частей пульпы извлечение золота ниже (5,4 % абс. при a = 2,47 г/т) за счет уменьшения его извлечения, как из крупной, так и из мелких фракций. Аналогичные показатели получены в ходе промышленных испытаний с использованием концентрационных столов типа СКО-15. Результаты опытно-промышленных испытаний подтверждают вывод лабораторных исследований о том, что извлечение золота в гравиоконцентрат увеличивается с ростом его содержания в питании столов.

Компоновка оборудования в главном корпусе УрОФ выполнена в виде двух секций, что дало возможность провести промышленные испытания схемы с выделением чернового концентрата в два приема при флотации. Общая длительность промышленных испытаний составила 371 смену и состояла из 7 периодов: пусконаладочного (3 смены); работы с заворотом всего чернового Cu концентрата, выделенного на 20 флотомашинах I секции, в голову II секции (11 смен); работы с заворотом ? части чернового Cu концентрата, выделенного на первых 10 флотомашинах I секции, в голову II секции (27 смен); работы с заворотом ? части чернового Cu концентрата, выделенного на вторых (по ходу движения пульпы) 10 флотомашинах I секции, в голову II секции (24 смены); работы с пониженным расходом извести (21 смена), работы с пониженным расходом ксантогената и аэрофлота (15 смен); работы в откорректированном режиме (270 смен).

С целью исключения ошибок все смены работы фабрики за исследуемый период группировали методом концентрации чисел по отдельным дискретным значениям фактора, влияние которого изучали. В каждой из полученных групп выделяли подозрительный результат, временно исключали его, и для каждой смены вычисляли среднее квадратическое отклонение S критерия оптимизации уi от его среднего арифметического значения ав группе. Если , то этот результат исключали из рассмотрения. Операцию повторяли до тех пор, пока разность ане становилась меньше 3S.

Эффект улучшения показателей, характеризующих технико-экономическую эффективность работы фабрики, наблюдался при завороте ? части чернового Cu концентрата, выделенного на первых 10 флотомашинах I секции, в голову II секции. При переходе с новой технологии обратно на старую показатели ухудшались.

Из результатов двухлетней практики переработки руд Урупского месторождения по схеме струйной флотации следует, что прирост извлечения меди в одноименный концентрат составил 0,7 %; содержание в нем золота увеличилось с 5,0 до 7,5 г/т.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Диссертация является законченной научно-квалификационной работой, в которой дано новое решение актуальной научной задачи повышения извлечения меди и золота из медно-колчеданных руд на основе применения конфигурации схемы, обеспечивающей в операциях, выдающих черновой концентрат, формирование материала с высоким уровнем обогатимости, и обоснован механизм флотации мелкими термонагруженными пузырьками, полученными из составного паровоздушного потока с присадкой пенообразователя, применяемых для интенсификации флотации.

Основные научные и практические результаты работы заключаются в следующем:

  • Предложена и научно обоснована технология гравитационно-флотационного обогащения золотосодержащих медно-колчеданных руд, отличающаяся комплексным решением проблемы извлечения меди и золота. Показано, что применение для их переработки схем классической конфигурации малоэффективно за счет смешения в разделительном каскаде технологически неоднородных продуктов.
  • Прямыми экспериментами на руде Урупского месторождения доказано, что дополнительный эффект разделения компонентов получается при использовании схем гравитации и флотации, построенных на принципе повышения содержания извлекаемого компонента в начале процесса за счет легкоразделяемых фракций части грубого концентрата. Дополнительный эффект обусловлен:

- повышением извлечения ценного компонента из материала с высоким его содержанием;

- индивидуальным режимом обогащения фракций, отличающихся обогатимостью;

- переводом отсадочной машины на замкнутый цикл работы, а ? части флотомашин операции основной флотации - на работу в открытом цикле.

3.аа Выявлен механизм процесса флотации пузырьками, полученными из составного паровоздушного потока с присадкой пенообразователя, а также основные факторы (размер пузырьков и устойчивость смачивающих пленок) и причины высокой эффективности процесса: пробег пузырька до полной конденсации пара в нем составляет ~10-3 м, что доказывает наличие связи результата флотации с тепломассообменом между пузырьком и жидкостью; уменьшение межфазного натяжения приводит к образованию мелких пузырьков, вероятность столкновения с которыми частиц выше; при уменьшении размера пузырька от 2 до 1 мм время индукции уменьшается ~7?102 раз, коэффициент теплоотдачи уменьшается ~1,3 раза, течение жидкости, вызванное напряжением сдвига на поверхности смачивающей пленки, стабилизирует ее толщину. Уменьшение величины максимального динамического поверхностного натяжения является причиной роста величины депрессии поверхностного натяжения, ответственной за упрочнение контакта частицы с пузырьком.

4. а Разработан способ и устройство измерения размера пузырьков, основанный на возбуждении в витках катушки ЭДС индукции при изменении магнитного потока через поверхность витков при появлении в ферромагнитной жидкости, заполняющей катушку, немагнитного включения - пузырька воздуха. Показано, что в условиях, моделирующих процесс паровоздушной флотации, размер пузырьков уменьшается в 2,0-2,5 раза.

5. аа Разработана технология извлечения золота в цикле измельчение-классификация методом гравитации при обогащении медно-колчеданных руд Урупского месторождения, повышающая извлечение золота на 4,77 %, в том числе за счет: применения отсадочной машины для обогащения песков короткоконусного гидроциклона - на 0,85 %, применения замкнутого цикла работы камер отсадочной машины - на 1,77 5, применения струйного принципа движения продуктов при доводке тяжелой фракции отсадки на концентрационных столах - на 2,15 %.

Разработана технологическая схема и режим флотационной технологии обогащения хвостов гравитации руд Урупского месторождения, обеспечивающая прирост извлечения в меди и золота при увеличении качественны показателей флотации.

6. аа Разработана математическая модель, описывающая характер движения минералов на границе раздела воды и квазиутяжеленной ферромагнитной жидкости (на углеводородной основе) в центробежном сепараторе, спроектированном для доводки золотосодержащих гравиоконцентратов.

7. а Опытно-промышленными испытаниями на действующей фабрике подтверждена эффективность разработанной гравитационно-флотационной технологии извлечения меди и золота. Расчетами экономической эффективности разработанной технологии определено, что при полной реализации проекта повышение извлечения меди составит 1,98 % и золота 2,47 %, что позволит получить прирост стоимости товарной продукции в размере 81,04 млн. руб. в год, от реализации которой чистая прибыль составит 47,37 млн. руб. в год при сроке окупаемости проекта - 0,44 года.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах автора:

1.а Паньшин А.М., Евдокимов С.И., Артемов С.В. Магнитожидкостная сепарация золотосодержащих продуктов в вибрационном поле //Изв. вузов. Цветная металлургия. - 2009. - № 6. - С. 7-15.

2.а Паньшин А.М., Евдокимов С.И., Артемов С.В. Флотационные свойства раствора ксантогената, приготовленного на талой воде //Обогащение руд. - 2009. - № 6. - С. 7-12.

3.а Евдокимов С.И., Артемов С.В., Паньшин А.М. Использование производственных мощностей Мизурской обогатительной фабрики для утилизации отходов ОАО Электроцинк // Устойчивое развитие горных территорий. - 2009. - № 2. - С. 74-82.

4.а Паньшин А.М., Евдокимов С.И., Артемов С.В. Теория и метод добычи золота предприятиями небольшой производственной мощности //Устойчивое развитие горных территорий. - 2010. - № 1. - С. 63-74.

5.а Солоденко А.А, Артёмов С.В. Разработка схемы и экономическая оценка переработки лежалых хвостов Урупской обогатительной фабрики. Международный научный журнал л Устойчивое развитие горных территорий, Владикавказ, СКГМИ, 2010, № 1, с.79 - 83.

6.а Паньшин А.М., Евдокимов С.И., Артемов С.В. Новая технология селекции коллективного свинцово-цинкового концентрата //Изв. вузов. Цветная металлургия. - 2010. - № 1. - С. 7-14.

7.а Евдокимов С.И., Артемов С.В., Паньшин А.М. Новые горные технологии: теория и практическое применение //Устойчивое развитие горных территорий. - 2011. - № 1. - С. 61-71.

8.а Паньшин А.М., Евдокимов С.И., Артемов С.В. Новая технология флотации руд Урупского месторождения //Изв. вузов. Цветная металлургия. - 2011. - № 5. - С. 3-10.

9.а Паньшин А.М., Евдокимов С.И., Артемов С.В. Результаты обогащения руд Олимпиадинского месторождения по схеме струйной флотации и аэрации пульпы аэрозолем //Обогащение руд. - 2011. - № 6. - С. 8-13.

10.а Паньшин А.М., Евдокимов С.И., Артемов С.В. Исследования в области флотации паровоздушной смесью //Изв. вузов. Цветная металлургия. - 2012. - № 1. - С. 3-10.

11.а Патент РФ 2438787 / Способ разделения частиц по плотности с помощью тяжелой среды в центробежном поле / Солоденко А.А., Артёмов С.В., Евдокимов С.И. Опубл. 10.01.2012.

12.а Panshin A.M., Evdokimov S.I., Artemov S.V. New Flotation Technology of Ores of the Urup Deposit //Russian Journal of Non-Ferrous Metals, 2011, Vol. 52, No. 5, pp. 399-405.

13.а Panshin A.M., Evdokimov S.I., Artemov S.V. Investigations in the Field of Flotation with a Steam-Air Mixture //Russian Journal of Non-Ferrous Metals, 2012, Vol. 53, No. 1, pp. 1-7.

14. Паньшин А.М., Евдокимов С.И., Артемов С.В. Влияние неравновесных процессов на результат флотации паровоздушной смесью //Цветная металлургия. - 2011. - № 6. - С. 3-14.

15. Паньшин А.М., Евдокимов С.И., Артемов С.В. Разработка новой схемы флотации руд Урупского месторождения //Цветная металлургия. - 2011. - № 5. - С. 3-12.

Подписано в печать 21.03.2012. Формат 60х84 1/16. Бумага офсетная. Гарнитура Таймс. Печать на ризографе. Усл. п.л. 1,0. Тираж 100 экз. Заказ № 55.

Северо-Кавказский горно-металлургический институт (государственный технологический университет). Издательство Терек.

Отпечатано в отделе оперативной полиграфии СКГМИ (ГТУ).

362021, г. Владикавказ, ул. Николаева, 44.

     Авторефераты по темам  >>  Разные специальности - [часть 1]  [часть 2]