Книга
← К списку книгЗагрузка разделов…
активнаАктивные записи участвуют в каталоге и синках. Неактивная книга скрыта, но не удалена из базы.
Книга
ПРЕДИСЛОВИЕ
Увеличивающаяся сложность минерального состава и снижение качества добываемой руды привели к быстрому развитию технологии ее переработки с целью разработки экономичных процессов для промышленности, испытывающей тяжелый период спада. Большинство технических нововведений, таких как экстракция из растворов, ионообменные процессы и др., связано со все увеличивающимся применением химического обогащения. Кроме использования компьютеров и постоянного увеличения единичной мощности машин происходят важные эволюционные изменения в области физических процессов обогащения, где за традиционными методами дробления и измельчения, существенно не изменившихся за последние 50 лет, следуют «давно заслужившие доверие» флотация, гравитацонная, магнитная и электрическая сепарация. Многие из этих технологий имеют ограничения для переработки «новых» руд, таких как комплексные сульфидные. Поэтому основная цель данной книги—дать обзор перспективам процессов обогащения.
Один из главных недостатков физических методов — их неспособность перерабатывать ультратонкие частицы и в этой области требуются большие исследовательские усилия. Флотация все еще остается самым распространенным и наиболее изученным методом разделения минералов, и кроме того, единственным методом, с помощью которого можно получить раздельные концентраты из комплексных сульфидных руд. Однако показатели флотации при переработке «современных» руд довольно низкие и поэтому химические методы будут еще больше включаться в производственный цикл.
Хотя некоторые специалисты и считают, что к 2100 г. вся горноперерабатывающая отрасль промышленности перейдет на гидрометаллургическую технологию, методы физического обогащения будут несомненно продолжать использоваться в обозримом будущем прежде всего вследствие их относительной простоты и дешевизны по сравнению с химическими методами. Химические, и в частности гидрометаллургические методы, будут, однако, приобретать все большее значение в схемах обогащения； последующие физические методы будут, вероятно, использоваться, чтобы «снять сливки» легко разделяемых минералов. Или, наоборот, физические методы могут быть использованы для предварительной концентрации с последующей комбинацией физических и химических способов для выделения ценных компонентов в чистые фракции.
В 1986 г. в Фалмуте (Великобритания) проводилась сессия АСИ, в которой принимали участие 75 делегатов из 15 стран.
Кроме докладов по процессам переработки тонких частиц и сложных руд, использованию энергии, применению компьютеров и работе оборудования, которые опубликованы в данной книге, гости посетили отдельные оловянные шахты, предприятия по переработке каолинов, Горную школу в Камборне.
От имени организационного комитета я должен выразить благодарность отделению научных разработок НАТО и особенно его директору д-ру С. Шинклэйр, без чьей поддержки сессия АСИ была бы невозможна.
Фалмут (Великобритания), 、 14 мая, 1986 г.
Д-р Б. А. Уиле, директор АСИ
ПРОБЛЕМЫ ПЕРЕРАБОТКИ УЛЬТРАТОНКИХ ЧАСТИЦ
П. Сомасундараи, Горная школа Генри Крамба,Колумбийский университет, Нью-Йорк
Введение. Переработка тонких и ультратонких частиц в процессах обогащения требует решения нескольких проблем. Увеличивающееся содержание ультратонких частиц способствует образованию в процессе добычи и измельчения большой массы низкокачественных руд.
Руды, добываемые в настоящее время во многих районах мнра, имеют очень низкую крупность раскрытия, и прямым следствием этого является необходимость применения более тонкого измельчения и технологии измельчения тонких частиц. Шламы и илы, образующиеся при измельчении, часто не поддаются обычной технологии промывки хвостов. Доля тонких минеральных частиц, сбрасываемых в настоящее время, огромна: в конечном итоге 20—50% ценного минерала теряется при обогащении многих руд.
Примеры потерь ценных минералов в виде шламов:
1/3 фосфатов, добываемых во Флориде；
1/2 олова, добываемого в Боливии;
1/4 вольфрама, добываемого во всем мире;
а также медь, уран, флюорит, барит, цинк, железо и т. д.
Такие потери, вероятно, в будущем возрастут вследствие увеличения добычи низкокачественных руд. Природа проблемы ясна и решения ее только появляются на горизонте даже несмотря на серьезность проблемы. Факторы, рассматриваемые ниже как определяющие в проблеме обогащения тонких частиц, иллюстрируются на рис. 1. Важно понять, что в случае ультра- тонких и коллоидных частиц поверхностные силы должны доминировать над всеми другими силами, и поэтому изменения химического или минерального состава поверхности создают трудности в их сепарации.
В этой главе рассмотрены некоторые из главных проблем и основных аргументов, связанных с измельчением, обогащением и обезвоживанием ультратонких частиц. Этот обзор составлен на основе оригинальных работ [1-4] в данной области.
Тонкое измельчение. Известно, что измельчение — наиболее энергоемкий процесс в обогащении. Энергия, затрачиваемая только на измельчение (по данным 1934「.)，достигает 70% энергии, требуемой на весь процесс обогащения [5]. Соответственно данные настоящего времени могут быть только выше. Необходимо заметить, что фактически для фракционирования (т. е. для производства новой площади поверхности) требуется
Рис. I. Проблематичные свойства тонких частиц:
/ — неселективная адсорбция; растворимость； стабильность суспензии： 2 — поверхностная энергия; 3 —— масса； 4 — шламовое покрытие; 5 — вероятность столкновения;
6 — вероятность притягивания; 7 — площадь поверхности： 8 — стабильность суспензии； расход реагента； устойчивость пены； 9 — сила отталкивания; 10 — капиллярные силы; И — степень измельчения; 12 — морфология; минералогия; поверхностная хи- мня/состав
меньше, чем 1 % общей энергии, затрачиваемой измельчитель- ным оборудованием. Большая часть затрачиваемой энергии теряется в виде тепла, выделяющегося при трении, и на обратимую и пластическую деформацию. Принимая во внимание, что некоторое количество пластической деформации необходимо для непосредственного разрушения минерального вещества, энергия, требуемая для этого, должна быть включена в расчет эффективности, которая в настоящее время составляет 20——50% ⑹.Ясно, что таким образом повышение использования энергии может снизить общие потери.
Реальная проблема в ультратонком измельчении — существование предела измельчения, который является результатом физического равновесия между процессами уменьшения размера и повторного слипания тонких частиц. Важно, что в этих условиях текучесть пульпы может ухудшаться, приводя как к ничтожно малому движению пульпы в мельнице, так и к чрезмерному покрытию стенок мельницы и измельчающейся среды измельченной массой. Очевидно, использование средств для ослабления агломерации и, следовательно, уменьшения предела измельчения должно быть плодотворным.
Стимуляторы измельчения такие как этилен-, пропилен- и бутиленгликоль, используют в виде паров в некоторых странах для уменьшения вязкости измельчаемой среды [7——10]. Стимуляторы измельчения, применяемые в последнее время, включают в себя: полисилоксан — при измельчении ультрапорцелана и талька； силиконы — при ударном дроблении известняка и кварца; гликоли, амины, органосиликоны, органоацетаты, сажу и шерстяной жир — при измельчении цемента； силиконы — при шаровом измельчении кварца; ацетоны в нитрометане, бензине, карботетрахлориде и гексане — при вибрационном измельчении матового стекла, мрамора и кварца; шерстяной жир ——при измельчении гипса, известняка и кварца. Считается, что часть этих реагентов предотвращает покрытие стенок мельницы и измельчающей среды, что влияет на эффективность измельче-
ния. Использование стимуляторов измельчения и механизмы их действия рассмотрены в последних обзорах [11 —13].
Вода. Измельчение в воде обычно более эффективно, чем сухое измельчение [ 14—16]. Воздействие воды обычно приписывается обратимой реакции между свободными поверхностными связями и молекулами воды [17]. По этой причине влажность может быть рассмотрена как параметр, влияющий на процесс измельчения. Степень измельчения содоизвесткового стекла выше во влажном воздухе, чем в вакууме [ 18]. Повышение эффективности мокрого измельчения может быть также достигнуто и физическими воздействиями. Вредное воздействие упругой прокладки из тонких частиц будет меньше в процессе мокрого измельчения, так как тонкие частицы в воде могут оставаться во взвешенном состоянии. Кроме того, влияние вязкости и плотности среды также должно быть значительным [19, 20].
Органические жидкости. Измельчение в органических жидкостях часто может быть более эффективным, чем в воде. Большое (12-кратное) увеличение площади вновь образованной поверхности наблюдалось при измельчении в органических жидкостях, например в изоамиловом спирте [21]. Более высокая степень измельчения наблюдалась также в карботетрахлориде и метилциклогексане по сравнению с нитрогеном [17]. Установлено, что эффективность измельчения была такой же, как при измельчении в воде, если небольшое количество воды находилось в органических жидкостях.
Поверхностно-активные вещества (П А В) рассматриваются многими исследователями как вещества, значительно влияющие на измельчение. Например, практически 100%-е увеличение удельной площади поверхности может быть достигнуто при мокром шаровом измельчении кварца и известняка добавлением до 0,3% флотигама Р в качестве флотационного агента (рис. 2). Большие добавки уменьшают удельную площадь поверхности. Для сравнения показано, что добавление Армака Т при измельчении кварца в шаровой мельнице [23] вредно при всех условиях. Экспериментально может быть показано, что это отрицательное воздействие является следствием агрегации тонких частиц или изменений межповерхностных свойств в результате адсорбции ПАВ на частицах. Флокулы в мельнице - должны поглощать в процессе измельчения часть Ударной энергии, расходуемой на дефлокуляцию. Гидрофобиза- ция частиц адсорбцией ПАВ может служить причиной снижения эффективности измельчения.
Эл-Шелл и др. [25] изучали поведение тонких продуктов в нейтральной и щелочной средах при добавлении додециламмо- нилхлорида в процессе измельчения кварца в шаровой мельнице из нержавеющей стали. Вредные воздействия наблюдались в
Ау класса —0,074 мм при мок-Ау класса —0,074 мм при мок-выходавыходамельчение кварцита (/) и известняка (2) в стержневой мельнице [8]:мельчение кварцита (/) и известняка (2) в стержневой мельнице [8]:AS — увеличение площади вновь образованной поверхности； С — концентрация Фло- тигама РAS — увеличение площади вновь образованной поверхности； С — концентрация Фло- тигама Рром измельчении кварца в шарэвой мельнице [25]:1—3 — концентрация додецил аммонийхлори- да соответственно 10-5; 10~3; 10-1 кмоль/м3ром измельчении кварца в шарэвой мельнице [25]:1—3 — концентрация додецил аммонийхлори- да соответственно 10-5; 10~3; 10-1 кмоль/м3
Ау класса —0,074 мм при мок-
Ау класса —0,074 мм при мок-
выхода
выхода
мельчение кварцита (/) и известняка (2) в стержневой мельнице [8]:
мельчение кварцита (/) и известняка (2) в стержневой мельнице [8]:
AS — увеличение площади вновь образованной поверхности； С — концентрация Фло- тигама Р
AS — увеличение площади вновь образованной поверхности； С — концентрация Фло- тигама Р
ром измельчении кварца в шарэвой мельнице [25]:
1—3 — концентрация додецил аммонийхлори- да соответственно 10-5; 10~3; 10-1 кмоль/м3
ром измельчении кварца в шарэвой мельнице [25]:
1—3 — концентрация додецил аммонийхлори- да соответственно 10-5; 10~3; 10-1 кмоль/м3
кислых растворах (рис. 3). Авторы скоррелировали полученные результаты с воздействием амина на поверхностные свойства кварца (дзета-потенциал и флокуляционные характеристики) при моделированных химических условиях.
Эл-Шелл и др. [25] также показали значительное покрытие стенок мельницы и поверхности измельчающей среды измельченным продуктом при определенных условиях. Сомасундаран и Атли [26] фактически наблюдали низкое измельчение в растворах амина при условии толстого покрытия стенок мельницы и поверхности шаров. Очевидно флокуляция инициирует покрытие стенок и шаров и таким образом ухудшает измельчение. Также можно предположить, что добавка полимеров или диспергантов влияет на коллоидное состояние пульпы и таким образом на показатели измельчения [27—33].
Неорганические вещества. Действие неорганических электролитов на измельчение было исследовано во многих работах [22, 34, 35]. Хотя результаты, опубликованные в литературе, часто противоречат друг другу, в основном установлено, что измельчение более эффективно в присутствии неорганических электролитов. Различными исследователями установлено, что многовалентные ионы влияют на эффективность измельчения минералов. Например, было установлено [36] значительное увеличение площади поверхности измельчаемого кварца (на 10
6“％6“％pH 5,9—6,1 [27]:pH 5,9—6,1 [27]:“％“％Рис. 4. Влияние добавок А1С13 (а) и чение кварца приРис. 4. Влияние добавок А1С13 (а) и чение кварца приa
6
“％
6
“％
pH 5,9—6,1 [27]:
pH 5,9—6,1 [27]:
“％
“％
Рис. 4. Влияние добавок А1С13 (а) и чение кварца при
Рис. 4. Влияние добавок А1С13 (а) и чение кварца при
AV — изменение выхода класса —0,074 мм; С — концентрация А1С13 и СаС1з； начальный pH 5,9±0,1; конечный pH 6,1±0,1; ионная сила 3-10-2 кмоль/м3 (NaCl)
50 и 15%) при добавлении 2 кмоль/дм3 соответственно А1С13 и CuSO4.
Также было замечено [33], что добавки А1С13 улучшают измельчение кварца (рис. 4, а), а СаСЬ—подавляют (рис. 4, б). Силикат и сульфат натрия также ухудшают измельчение, по крайней мере, в испытанных условиях. Степень влияния этих реагентов особенно чувствительна к pH пульпы (рис. 5). Важно, как показано в этом исследовании, что химически можно влиять на ряд основных свойств измельчаемой системы, такие как текучесть пульпы, флокуляция, образование трещин и их распространение. Наблюдаемое их совместное влияние на изменение всех этих свойств будет определять коэффициент полезного действия процесса измельчения. Как улучшение, так и ухудшение измельчения может быть получено в зависимости от преобладания различных воздействий (рис. 6).
Благоприятные условия, улучшающие измельчение. Ясно, что благоприятные возможности создают флокулянты и диспер- ганты, используемые специально в цикле измельчения или каком-нибудь другом для модификации свойств пульпы и таким образом для усиления измельчения, особенно в области ультра- тонких размеров. Вдобавок агрегация задерживает использование других технологий. Она может быть сведена к минимуму Удалением самых тонких частиц непрерывным использованием замкнутого цикла измельчения. Признается целесообразным значительное уменьшение крупности измельчающей среды при переходе процесса измельчения в тонкую и ультратонкую области, так как отношение размеров измельчающей среды (шары, галх и т. д.) к размерам частиц должно находиться в определенном диапазоне для максимальной эффективности измельче-
Рис. 5. Влияние добавки 10~5 кмоль/м3 СаСЬ на мокрое шаровое измельчение кварца как функция pH [33]:
AV — изменение выхода класса —0,074 мм; ионная сила 3・10一2 Кмоль/м3 (NaCl); / — CaCU; 2 — вода
ния. Также охлаждение машин с помощью внутренней или внешней водяной рубашки может свести к минимуму агломерацию вследствие понижения температуры [37].
Предлагается улучшать ультратонкое измельчение с помощью образования дополнительных трещин, например, применив тепловой удар, так как истощение трещин в процессе измельчения объясняет повышение давления для внутренних трещин* Важно напомнить, что раскрытие (освобождение) ценных минералов—цель процесса измельчения; в этом отношении каждое усилие должно быть направлено в первую очередь на разработку методов, с помощью которых можно получить преимущественно внутризернистую фракцию, а не межзернистую (сростки). Для этого необходимы фундаментальные исследования по сравнению способов, которыми приложенную силу можно сфокусировать на границах зерна, где эта сила необходима. В свою очередь, это требует понимания механизмов, с помощью которых силы передаются на конец трещины и распространяют ее в межкристаллическое и межминеральное пространство.
Характеристика тонких частиц. Тонкие частицы можно классифицировать и дать им характеристику. Основная проблема здесь заключается в том, что в области ультратонких коллоидных размеров часто наблюдается несоответствие между результатами, полученными с использованием различных измерительных приборов. Также важно признать, что для ультратонких и коллоидных частиц в дополнение к таким свойствам, как крупность и пористость, поверхностные силы становятся преобладающими над всеми другими, таким образом необходимо определять химический состав поверхности и минеральную гетерогенность поверхности, так как это наполнит значимостью исследование с такими тонкими частицами. На поверхностные свойства минералов должны сильно воздействовать поверхностная гетерогенизация вследствие природных различий в минеральной и кристаллической структурах, так же, как и от подготовки пробы [38]. С этой точки зрения важно признать, что
Рис. 6. Изменение А различных свойств кварцевой суспензии вследствие добавки 10 кмоль/мЗ А1С13 (а), СаС12 传)и амина ⑹ от pH [33]: / — измельчаемость; 2 — хрупкость; 3 — текучесть; 4 — дисперсия; 5 — водаРис. 6. Изменение А различных свойств кварцевой суспензии вследствие добавки 10 кмоль/мЗ А1С13 (а), СаС12 传)и амина ⑹ от pH [33]: / — измельчаемость; 2 — хрупкость; 3 — текучесть; 4 — дисперсия; 5 — вода
Рис. 6. Изменение А различных свойств кварцевой суспензии вследствие добавки 10 кмоль/мЗ А1С13 (а), СаС12 传)и амина ⑹ от pH [33]: / — измельчаемость; 2 — хрупкость; 3 — текучесть; 4 — дисперсия; 5 — вода
Рис. 6. Изменение А различных свойств кварцевой суспензии вследствие добавки 10 кмоль/мЗ А1С13 (а), СаС12 传)и амина ⑹ от pH [33]: / — измельчаемость; 2 — хрупкость; 3 — текучесть; 4 — дисперсия; 5 — вода
большие различия ——результат применения различной технологии подготовки проб различными исследователями, а также состава примесей, содержащихся в жидкой или газовой фазе, с которой частицы минералов соприкасаются. Ясно, что важно избегать искусственного вмешательства в технику приготовления проб.
Обогащение ультратонких частиц. Наиболее важная стадия в схеме переработки минерального сырья — собственно обогащение. Наиболее традиционное обогатительное оборудование не может адекватно работать в подрешетной области крупности (рис. 7). Например, фосфаты крупностью —0,1 мм флотируются неэффективно, даже если этот класс составляет 1/3——1/4 часть фосфата. Также серьезные проблемы имеются при обогащении касситеритовых, таконитовых и пентландитовых руд. Ясно, что необходимо также тщательно исследовать причины существования нижнего предела крупности. Это не значит, что мы находимся около естественных границ процессов сепарации, если даже ионы могут быть селективно сфлотированы, хотя и при других условиях аэрации и агитации* Причины достижения практических границ все еще не установлены.
При гравитационном обогащении в области тонких размеров частицы могут начать терять свою индивидуальность и действовать как жидкости. В таких условиях сепарация только на основе различия в плотности становится почти невозможной. Другой важной причиной ограничения крупности может служить интерференция функций транспортирования и разделения в сепараторе. Значит, ключ к снижению нижнего предела крупности для гравитационной технологии находится в конструкции оборудования, которое должно давать минимальную интерфе-
Рис. 7. Интервал крупности частип для эффективного применения традиционных процессов обогащения：
/ — флотация; 2 — электростатическая сепарация; 3 — мокрая магнитная сепарация； 4 — сухая магнитная сепарация; 5—гравитационное обогащение; 6 — грохочение; 7 — сортировка
ренцию транспортирования и сепарации. Здесь имеет смысл указать, что наложение других сил, таких как центробежная сила, может создать различия в положениях, занимаемых различными частицами, и таким образом увеличить область действия таких аппаратов. Можно также доказать полезность устанавливать свойства жидкости, которые регулируют силы торможения и таким образом воздействуют на сепарацию.
В случае флотации, флокуляции и подобной технологии проблема выражается в ряде факторов, которые не всегда являются взаимоисключающими. К ним относятся такие факторы как площадь поверхности, низкая масса и, дополнительно, минералогические и химические изменения, например окисление, что особенно важно для тонких сульфидов. Изменения в шероховатости или форме частиц с изменением их крупности могут также значительно влиять на адгезию в процессе столкновения.
Морфологические особенности обусловливают различия в механизмах трещинообразования в разных диапазонах крупности или вариации минерального состава являются функцией крупности частиц. Фактически доказано, что морфология тонких частиц отличается от морфологии крупных частиц. Например, увеличение угловатости частиц в области шламов наблюдается при промывке крупного гематита [39]. В другом исследовании тонкие кварцевые частицы, подготовленные истиранием, кажется, испытывали большую эрозию по сравнению с частицами кварца, измельченными в ударном приборе [40]. Также продолжительное измельчение минералов может привести к амор- фогенному и полиморфному переходу и даже к твердоструктурной реакции [41].
Различия в морфологии имеют значительное влияние на флотацию. Имеется достаточно доказательств сильного влияния крупности на влажность частиц. Измерения угла контакта показывают, что гидрофобный материал можно сделать гидрофильным, загрубляя его [42].
Важная характеристика тонких частиц, которая может увеличить трудности сепарации, — метаморфическое замещение в этом диапазоне крупности. Например, в то время как крупный 14
20 0 ~20 -4020 0 ~20 -405 6 7 8 9 Ю 11 12 ^5 6 7 8 9 川 〃 Z?pHРис. 8. Влияние кальцитовой суспензии на дзета-потенциал g апатита (а) и апатитовой суспензии на дзета-потенциал кальцита (3) [43]:/ — апатит; 2 — вода; 3 — кальцит5 6 7 8 9 Ю 11 12 ^5 6 7 8 9 川 〃 Z?pHРис. 8. Влияние кальцитовой суспензии на дзета-потенциал g апатита (а) и апатитовой суспензии на дзета-потенциал кальцита (3) [43]:/ — апатит; 2 — вода; 3 — кальцит
20 0 ~20 -40
20 0 ~20 -40
5 6 7 8 9 Ю 11 12 ^5 6 7 8 9 川 〃 Z?pH
Рис. 8. Влияние кальцитовой суспензии на дзета-потенциал g апатита (а) и апатитовой суспензии на дзета-потенциал кальцита (3) [43]:
/ — апатит; 2 — вода; 3 — кальцит
5 6 7 8 9 Ю 11 12 ^5 6 7 8 9 川 〃 Z?pH
Рис. 8. Влияние кальцитовой суспензии на дзета-потенциал g апатита (а) и апатитовой суспензии на дзета-потенциал кальцита (3) [43]:
/ — апатит; 2 — вода; 3 — кальцит
фосфат является главным образом апатитом, фосфат в шламах присутствует не только в форме апатита, но и в форме вавеллита, который плохо поддается обогащению флотацией. Более серьезная проблема проистекает из возможного изменения в химическом составе поверхности вследствие ее окисления, выпадения осадков или покрытия осадками или шламами. Химическое изменение поверхности происходит в результате взаимодействия в поверхностном слое, приводящее к осаждению неорганических компонентов. Результаты, полученные для кальцит-апатитовой системы, ясно показывают действие такого химического вытеснения (43, 44]. Условия, прогнозирующие сепарацию кальцита и апатита, основаны на простом минералогическом анализе, редки работы на смеси минералов. Результаты измерения дзета-потенциала тонких частиц апатита в воде и жидкой фазе кальцитовой суспензии, а также кальцита в воде и жидкой фазе апатитовой суспензии показали, что точки нулевого заряда этих минералов чередуются (рис. 8). Такие результаты могут быть рассмотрены как результирующая многих сложных поверхностных процессов. Используя доступные термодинамические данные» авторы показали на основе теоретических исследований, что в зависимости от условий растворения поверхность апатита может быть преобразована в кальцит, и наоборот, посредством реакции поверхности или осаждения из объема более стабильной фазы [44]. Простое превращение поверхности может также наблюдаться в случае смеси сульфидов [45].
Очевидно, даже более сложные ситуации могут ожидаться в случае флотации с применением собирателя. В дополнение к поверхностным реакциям, рассмотренным выше, происходит также осаждение продукта взаимодействия минерала поверх-
ности и собирателя (например, олеата кальция), в случае которого флотация может быть подавлена, или осаждение на поверхность олеата, в этом случае флотация может быть усилена. Условия для осаждения на поверхность и его воздействие на различные системы минерал — ПАВ подробно исследованы в работе [46].
Когда собиратель адсорбируется или осаждается на поверхности минерала, действуют специфические поверхностные силы, которые главным образом отвечают за процесс сепарации. Это частично правильно в случае определенных флотационных процессов, таких, как флотация с носителем и флотация с использованием полимеров. Модели взаимодействия между частицами, основанные только на электростатических и рассеивающих силах, не могут объяснить поведение таких систем. При флотации на носителе, где включения анатаза флотируются из глины, используя крупные частицы кальцита для транспортирования и олеат в качестве собирателя, механизм, ответственный за процесс, усиливается агрегацией между анатазом и кальцитом и почти нет агрегации между глиной и кальцитом [47,]. Подробный анализ системы показал, что взаимодействие между слоями адсорбированного олеата отвечает за агрегацию в этой системе [48]. Считалось, что селективная агрегация анатаза с кальцитом происходит благодаря слабой привязанности олеата к поверхности глины по сравнению с привязанностью олеата к поверхности анатаза； таким образом, образованные агрегаты глина — кальцит нестабильны при высокоинтенсивной агитации, применяемой во флотации с носителем [49].
При флокуляционной флотации полимеры могут влиять на флотацию, подавляя ее при подаче во флотационную систему. Обычно химически это подавление флотации рассматривается как действие, предотвращающее адсорбцию собирателей. Однако последними исследованиями кварц-додевдламинкатионпо- лиакриламидной системы установлено, что полимер подавляет флотацию без какой либо адсорбции ПАВ [50]. Полученный дзета-потенциал показывает, что всякий раз, когда полимер адсорбируется (независимо амин ли это) имеется дзета-потенциал полимера, который всегда регистрируется. Это предполагает, что адсорбированный амин маскируется плотной полимерной разновидностью, превращая поверхность частиц по существу в катионную и таким образом гидрофильную. В соответствии с этой моделью можно рассчитывать, что анионный ПАВ будет флотировать кварц в присутствии катионного полимера, в то время как обычно этот ПАВ не флотирует его. Это действительно наблюдается для кварц-додецилсульфонаткатионполи- акриламидной системы. Очевидно имеется множество связей между адсорбированными слоями, регулируемых их свойствами, такими, как сила связи и конфигурация, которые необходи-
мо принимать в расчет, чтобы полностью понять флотацию и флокуляцию тонких частиц.
Потенциальные методы концентрации, В последнее время рассматривалось много методов обогащения тонких частиц. Они подразумевают или восстановление селективности, которая часто теряется в диапазоне тонкой крупности, или увеличение вероятности столкновения и прилипания частиц к воздушным пузырькам.
Модифицированная флотация. Непрерывная пенная флотация может быть использована в области малой крупности с помощью трех методов:
использование переменных, таких как температура, в качестве параметра процесса;
использование технологии, которая допускает отлив, например колонная флотация;
использование флокулянта, который адсорбирует избирательно, например использование оксимов при флотации окисленных свинцовых и цинковых руд.
Улучшение флотации тонкой железной руды наблюдалось на фабрике «Кливленд Клиффе Айрон Компанн》при кондиционировании пульпы с собирателем при повышенной температуре. Несмотря даже на то, что эта технология используется также для обогащения некоторых других руд (например, флюоритовых) ,температура главным образом игнорируется как фактор, используемый для регулирования флотации. К тому же, механизмы, включающие в себя определение влияния температуры в процессе кондиционирования, в основном неизвестны. Установлено, что тепловое кондиционирование гематита с олеатом эффективно по крайней мере в лабораторных масштабах, но только при ионной силе, не превышающей 2^ 10-3 кмоль/ /мз； выше этого предела оно вредно [51]. Причины этого должны быть еще определены.
В колонной флотации противоток пузырьков и минеральной пульпы создает лучшие условия для контакта частиц и пузырьков; получающиеся минерализованные пузырьки значительно лучше очищаются в противотоке с водой. Следует отметить, что полученные результаты значительно лучше, чем при традиционной флотации обесшламленной урановой руды, тонкого графита, содержащего глины, и медной руды крупностью —0,15 мм. Получены неудовлетворительные результаты при флотации крупного класса руды. Использование колонны высотой более 854 см также создает серьезные трудности.
Попытки разработки избирательно адсорбируемых флотационных реагентов должны быть направлены на синтез реагентов, которые химически адсорбируются более сильно и селективно. Реагенты, которые адсорбируются с помощью гидроген- ных или даже электростатических связей, могут, вероятно, 2—994 17
Рис. 9. Зависимость флотируемости F хризоколлы и куприта и концентрации меди S, выщелоченной из куприта, от pH (кондиционирование—10 мин, флотация — 1 мин):/ ——флотация хризоколлы с 0,056 г/дм3 LIX 65 N; 2 — флотация куприта с 0,0096 г/дм3 LIX 65 № 3 — выщелачивание Си из Си2О за 10 мииРис. 9. Зависимость флотируемости F хризоколлы и куприта и концентрации меди S, выщелоченной из куприта, от pH (кондиционирование—10 мин, флотация — 1 мин):/ ——флотация хризоколлы с 0,056 г/дм3 LIX 65 N; 2 — флотация куприта с 0,0096 г/дм3 LIX 65 № 3 — выщелачивание Си из Си2О за 10 мии
Рис. 9. Зависимость флотируемости F хризоколлы и куприта и концентрации меди S, выщелоченной из куприта, от pH (кондиционирование—10 мин, флотация — 1 мин):
/ ——флотация хризоколлы с 0,056 г/дм3 LIX 65 N; 2 — флотация куприта с 0,0096 г/дм3 LIX 65 № 3 — выщелачивание Си из Си2О за 10 мии
Рис. 9. Зависимость флотируемости F хризоколлы и куприта и концентрации меди S, выщелоченной из куприта, от pH (кондиционирование—10 мин, флотация — 1 мин):
/ ——флотация хризоколлы с 0,056 г/дм3 LIX 65 N; 2 — флотация куприта с 0,0096 г/дм3 LIX 65 № 3 — выщелачивание Си из Си2О за 10 мии
быть, исключены для использования в качестве собирателей для этих целей. Реагенты с хелатными функциональными группами привлекают повышенное внимание в последнее время, так как известно, что они проявляют отличную селективность к металлам при аналитической сепарации. Много хелатных реагентов было испытано в качестве собирателей для различных минеральных систем, и в определенных случаях достигалась отличная сепарация. Например, окисленные медные руды обогащали с использованием реагентов с оксимными функциональными группами, которые «захватывают» медь [52—55]. :
Флотируемость хризоколлы и куприта с использованием LIX 65 N (2-гидроксил-5-нонилбензофеноноксим) показана на рис. 9 как функция pH. LIX 65N — эффективный собиратель для обоих минералов, которые обычно не флотируются с использованием обычных реагентов. Растворимость s куприта (медь, выщелоченная из 1 г минерала за 10 мин) также показана на рис. 9. Интересно, что между флотацией и растворением меди наблюдается корреляция. Уменьшение флотации с растворением меди относится за счет истощения оксима растворенной медью в форме медыо-оксимового хелата в объеме раствора, который не обладает свойствами собирателя.
Собирательное действие реагентов этого типа проявляется в результате их захвата на поверхности минерала. Механизмы, которые контролируют их собирательное действие, однако, точно не установлены. В частности, различия в их образе действия на минеральной поверхности по сравнению с объемом полно-
стью не осознаны, и, в результате разработка собирателей, основанная на их использовании в аналитической сепарации, происходит нелегко. Необходимо заметить в этой связи, что хелатные собиратели редко избирательны к металлу или минералу и свойства как хелатного агента, так и минерала важны для определения их собирательного действия. Атомы донора на хелатных агентах, так же, как их ассоциация с минеральными разновидностями, играют главную роль в их взаимодействии на поверхности. Применение хелатных агентов в системах обогащения минералов было недавно рассмотрено на основе донорных свойств хелатных групп и разновидностей металлов 〈56]. Ряд хелатных агентов, которые были успешно испытаны (по крайней мере, в лабораторных условиях) в качестве собирателей, подавителей и флокулянтов в различных минеральных системах, достаточно велик. Использование таких типов реагентов в обогащении, вероятно, в будущем значительно увеличится.
Флокуляционная флотация. Если уменьшение эффективности сепарации происходит вследствие таких факторов, как снижение столкновения и степени адгезии тонких частиц, то обычное решение вопроса заключается в предварительном агрегировании тонких частиц перед флотацией. Селективная флокуляция успешно использовалась в последнее время в промышленном масштабе для обогащения низкокачественной железной руды на фабрике «Кливленд Клиффе Айрон Компа、 нн》.В этот процесс подают реагенты, которые флокулируют гематит, оставляя кварц и силикаты в дисперсном состоянии. Промышленное использование этой технологии ограничивается обогащением железной руды на фабрике «Тилден» и поташа на заводе Коминко (Саскачеван). Процесс селективной флокуляции имеет огромные возможности, если сопровождается флотацией, элютриацией и т. д. Однако серьезные проблемы, существующие как на основном, так и на прикладном уровнях, должны быть разрешены до того, как эти возможности будут полностью реализованы. Важная проблема в этом отношении заключается в том, что большинство из общедоступных длинноцепочечных полимеров являются объемными флокулянтами и недостаточно избирательны. Избирательность можно вызвать внедрением активных групп в полимеры. Последние работы по селективной флокуляции с использованием таких модифицированных полимеров проводились главным образом с биминеральными системами.
Публикации по сепарации посредством селективной флокуляции многокомпонентных природных руд скудны. В дополнение к двум промышленным применениям, упомянутым выше, описано еще одно для обогащения ультратонкого флюорита из лациумита в работе [57]. Для большинства систем селективная флокуляция достигается нелегко даже при условиях, когда
предполагалась прекрасная селективность. Этот факт становится довольно очевидным при анализе, например, результатов, приведенных в работе [58], полученных при исследовании селективных свойств анионных, катионных и неионногенных полимеров в качестве флокулянтов для различных минералов индивидуально и в комбинации друг с другом.
С этой точки зрения обсуждение вопросов, которые появляются в процессе анализа роли различных реагентов и условий раствора, выделенных фирмой 《буреау Майнз» (США) для селективной флокуляции таконитовой руды, должно помочь разработке простых схем для обогащения других проблемных руд, характеризуемых тонкой дисперсией ценного компонента в матрице [59, 60]. Как точно действует диспергант? Почему отдельный диспергант или, как в последнем случае, смесь дис- пергаитов избирательны? Какое взаимодействие происходит между диспергантом и реагентом-флокулянтом, добавляемым позже? На чем основана pH-селекция? Также будет плодотворно рассмотреть, соответствуют ли выбранные для селективной флокуляции условия соответствующей теоретической концепции флокуляции и дисперсии. Обычно считается, что если дзета- потенциал меньше 10—20 мВ, то частицы могут агрегировать, за исключением, конечно, тех случаев, когда вмешиваются другие факторы, такие как стерическая стабилизация с помощью макромолекулярной адсорбции на частицах.
Селективная коагуляция гематита из его смеси с кварцем возможна, если дзета-потенциал гематита составляет от ——10 до ——15 мВ, а кварца ——от ——30 до ——40 мВ. На основе известных данных для гематита (pH 8) и кварца (рН<3) можно достичь селективной коагуляции, действуя при pH около 9, или таким образом в отсутствие флокулянта [39, 61]. Следовательно, зачем необходимо увеличивать pH до 10,5——11 в этом процессе ,[62]? Зачем необходимо добавлять силикат натрия или триполифосфат натрия? Действует ли последний также как диспергант или только как изолирующий агент для минимизации воздействия ионов, таких как кальций, которые присутствуют? Действительно, имеется чистая вероятность, что происходит селективная адсорбция крахмала на гематитовых частицах, которые ответственны за их селективную флокуляцию, и что другие условия настолько избирательны в этом процессе, чтобы минимизировать адсорбцию крахмала на кварцевых частицах. Возможно ли, что дзета-потенциал слоя адсорбированного на гематите кварца (который может быть нежелательно большим) ответственен за производство селективной флокуляции?
Другая важная точка зрения ——недостаток флокуляции кварца крахмалом, даже когда гематит или гетит рассеян в этом кварце. Вероятно ли, что крахмал, адсорбируясь в области оксида железа на кварцевых частицах, образует неполное по-
Рис. 10. Флокуляция (осаждение твердого) халькопирита в петландитовой (а) и петлалдита в халькопиритовой суспензиях (6), содержащей 3-10^2 кмолч/^3
NaCl, как функция pH [45]:
/—ЗТО-2 кмоль/мз NaCl; 2 — петландитовый носитель； 3 — халькопиритовый носитель
крытие, приводящее к обнажению высокозаряженных кварцевых регионов, и таким образом возможно электростатическое отталкивание между ними? С другой стороны, вероятно ли, что оксид железа селективно удаляется с поверхности во время перемешивания пульпы? Используя спектроскопические исследования, установлено, что чрезмерная сегрегация кварца возможна на поверхности природных гематитовых частиц [39]. Очень мало исследований было посвящено выяснению роли состава и гетерогенности поверхностных слоев, которые играют контролирующую роль в адсорбции, флокуляции и флотации. Последнее развитие таких методов, как электронная спектроскопия для химического анализа (ЭСХА) и вторичная ионная массовая спектрометрия (ВИМС), позволяет теперь получить информацию о составе поверхности минералов, с которыми работает исследователь.
Селективная флокуляция или дисперсия природных руд часто затрудняет интерференцию из растворенной области. Это часто рассматривают как результат адсорбции или поверхностного осаждения разновидностей того или иного минерала в системе.
Последние исследования флокуляции и электрофореза, проведенные с халькопиритом и петландитом, подтверждают вышеприведенные соображения [45]. Опыты по флокуляции показали, что петландит разрушает флокуляцию халькопирита при рН<4 и усиливает ее при более высоком pH, в то время как суспензия халькопирита активизирует флокуляцию петландита во всей исследованной области pH (рис. 10). Дзета-потенциал халькопирита и петландита заметно уменьшается, по-видимому, вследствие адсорбции или поверхностного осаждения раство-
a
Рис. 11. Зависимость флотируемости F кварца от концентрации С катионного полимера (ПАМД) доденилсу.чьфоната (NaDDS) (а) н до дециламингидрохлорида (DDA-HC1) (6) при температуре 25±2 ℃ и pH 6,5±0,3 [67]：
J—6 — расход ПАМД сооветветственно 0; 0,1; 0,5; 1; 10； 100 мг/кг
ренных иоиов и их гидроксильных разновидностей на минеральной поверхности. Добавки, которые могут комплекенровать с такими растворенными ионами или селективно адсорбироваться на минеральных частицах, модифицируя их, могут быть использованы для улучшения селективности в этом случае. Полифосфаты и полисиликаты широко используют как обычные дис- перганты. Такие дисперганты особенно эффективны когда в системе присутствует избыток шламов, так как такие коллоидные частицы имеют тенденцию покрывать минеральные частицы и таким образом понижать селективность флокуляции [65].
Интересный подход к активации ——недавняя разработка принудительной селективности во флокуляции [66]. Селективная флокуляция достигалась в этом случае использованием «гидрофобного полимера» на минералах, которые предварительно кондиционировали с ПАВ для получения гидрофобной поверхности.
Другая проблема, о которой почти нет публикаций ——влияние добавок реагентов, таких как флокулянты, на последующие операции, такие как флотация, фильтрование и, возможно, даже окомкование. Установлено, что полимеры могут усиливать или подавлять флотацию в зависимости от природы и концентрации полимера. Например, катионный полимер активизирует кварц для флотации с использованием анионного ПАВ, в то время как он полностью подавляет его флотацию с додецилами- ном (рис. 11) [67]. С точки зрения действия флокулянта на фильтрование, главное препятствие может получиться, если сопротивление текучести сфлокулированного продукта не поддерживается на уровне, который может предотвращать ухудшение проницаемости в процессе фильтрования.
Флотация с носителем. Флотация олеатом ультратон- ких анатазовых включений из глины с использованием вспомо- 22
гательного материала, такого как кальцит, является примером флотации на носителе или ультрафлотации. Вспомогательный материал, используемый как носитель для тонких частиц, должен быть крупнее, чем флотируемый материал. Предполагается, нто тонкие частицы образуют покрытие на минерале-носителе и затем флотируются вместе с более крупными частицами-носителями. Недавно было получено доказательство [47], что анатаз может быть также сфлотирован без носителя, хотя несколько и в меньшей степени, чем в присутствии кальциевого носителя. Типичное действие добавки носителя рассмотрено ниже.
Сравнение флотации на носителе с непрерывной флотацией [47]pH кондиционирования10,15
Масса олеиновой кислоты, г0,33
Добавка кальцитаНет40 г крупностью
—44 мкм
Степень удержания TiO? в комбинированном глинистом продукте 0,720,39
Выход глины, % 4492
Добавка 40 г кальцитовых частиц крупностью —44 мкм уменьшает степень удержания [отношение содержания (%) TiO2 в очищенной глине к содержанию (%) TiO? в питании] с 0,72 до 0,39 и увеличивает выход глины с 44 до 92%. Низкая степень удержания TiO2 соответствует хорошей сепарации, таким образом применение кальцитового носителя активизирует процесс, по~видимому, как благодаря действию растворенного кальцита, так и вследствие увеличения крупности, связанной с агрегацией между частицами кальцита и анатаза.
И хотя эта технология применяется для глин в промышленном масштабе уже около 25 лет, неизвестно ее промышленное применение для каких-либо других руд. Работы с фосфатовыми шламами дают в некоторых случаях ограниченный успех, а в других случаях практически нет обогащения. Причины неудачи этого процесса в случае фосфатных шламов и даже его успех для глин непонятны.
Сферическая флокуляция. Агломерацию с помощью масла использовали для графита, мела, цинкового сульфида, угля, железной и оловянной руд в водных растворах [68, 69]. Тонкие частицы падают в этом случае в водной среде, содержащей несмешивающуюся жидкость, которая образует мостики между частицами, покрытыми реагентами, что вызывает их агрегацию. В подобном процессе, как описано в работе [70], получена хорошая сепарация свинцово-цинковой руды, обязанная гидрофобной связи между обработанными реагентами частицами. Шламовую фракцию руды диспергировали смесью силиката и карбоната натрия и полиакрила и перемешивали с медным сульфатом, затем добавляли калийамиловый ксантогенат. Формирование флокул определяется простой при-
чиной, что происходит селективная агрегация галенитовых шламов в присутствии ксантатов [71]. Главная проблема в этом процессе заключается в стоимости масла или других реагентов, требуемых для создания мостиков. Понятие основной роли интенсивности и типа перемешивания и взаимодействий на межфазной поверхности масло ——твердое должно принести успех для будущего развития этого процесса.
Тонкопузырьковая и масляная флотация. Другой возможный процесс агрегации——эмульсионная флотация [1, 3]. Различными исследователями установлено, что тонкие частицы могут легче собираться с помощью масляных ка- пель и тонких пузырьков. Технология, которая может производить тонкие пузырьки, включает флотацию растворенным воздухом (вакуумная депрессия) и электрофлотацию [ 1, 3]. Однако эта технология, по известным данным, еще не имеет промышленного применения для обогащения тонких минералов. Также имеется ряд функциональных вопросов, на которые необходимо ответить. Например, почему мелкие пузырьки более эффективны для флотации тонких частиц и какова роль повышенного капиллярного давления в мелких пузырьках? Как форма частиц влияет на прикрепление к мелким пузырькам в турбулентных условиях? Какова зависимость между крупностью частиц и размером пузырьков для шкалы турбулентности, обычно встречающейся? Как форму камеры можно контролировать для оптимальной турбулентности? Каковы причины сильной флокуляции, наблюдаемой при агломерационной флотации? Действительно ли масло более эффективно для селективного захвата тонких частиц, чем воздух? И, если так, то почему? Исследование этих вопросов позволит в основном разрешить практические проблемы, встречающиеся при флотации.
Магнитная, электростатическая 〃 электрофоретическая сепарация. Использование для целей обогащения различий в магнитных, электростатических и электрофоретических свойствах привлекло внимание различных исследователей [1, 3, 72——74]. Имеется много новых работ в области высокоградиентной магнитной сепарации. Схема карусельного высокоградиентного сепаратора показана на рис. 12 [3]. Высокая интенсивность, применяемая в этом сепараторе, одновременно с высоким градиентом поля позволяет разделять очень тонкие парамагнитные частицы. Мокрые магнитные сепараторы как низкой, так и высокой интенсивности используют для сепарации подситного класса крупности; первый ——для переработки магнетитового таконита крупностью ——0,044 мм, последний ——для очистки каолина крупностью ——2 мкм и извлечения пирита и золы из тонкой угольно-водной пульпы. Промышленное применение высокоградиентной магнитной сепарации ограничивается, как известно, обогащением каолина. Использование посторонних 24
Рис. 12. Схема карусельного непрерывного высокоградиентного магнитного сепаратора. Вращением карусели, включающей стадии сбора, очистки и разгрузки, достигается непрерывность действия [3]：
/ ——патрубок для ввода пульпы； 2 — ввод промывной воды; 3 ——матрица из стальной ваты; 4 ■— катушка； 5 — карусель； 6 — выпуск магнитной фракции; 7 — выпуск ”ром- ” продуктовой фракции; 2 — выпуск хвостов
агентов для обработки руды для образования площадок с высокой магнитной восприимчивостью должно расширить возможности применения этой технологии. Другое направление разработок заключается в использовании сверхпроводимых магнитов. Трудности заключаются в необходимости периодической промывки матрицы без выключения магнита.
Использование воздуха вместо воды в качестве среды наводит на мысль, что превышение сил потока жидкости над магнитными силами в области тонкой крупности может быть минимизировано ,{75]. В этом случае в систему не вводится вода, что является преимуществом процесса.
Вода также может быть исключена и в электростатических сепараторах. Существуют также возможности их применения для переработки тонких частиц при использовании пульсирующего коронного разгрузчика, высокоскоростного ротора и внешнего источника электропитания.
Электрофорез и электродиализ не получили широкого распространения, так как их эксплуатация требует постоянных гидродинамических условий.
Обезвоживание шламов и илов ——другая важная проблема, с которой сталкивается минеральная промышленность. Например, фильтрование продукта после селективной флокуляции — важная технологическая проблема, встречающаяся в промышленном развитии этого процесса для обогащения таконита. Проблема обезвоживания особенно важна всякий раз, когда определенные глинистые минералы содержатся в хвостовых продуктах. Первый пример этого ——фосфатные шламы, которые образуются в процессах добычи и переработки фосфатных пород. Этот шлам постоянно находится в озерах, покрывающих тысячи акров земли, и, так как он медленно оседает, то земля, покрытая им, остается неиспользуемой и биллионы галлонов воды, которая его содержит, остаются изъятыми из обращения. Другой пример медленного осаждения суспензий включает красный шлам, кислые шахтные дренажные илы и угольные шламы. Ежегодно образуется большая масса таких шламов, в которых теряется большое количество ценных минералов. С этой
Рис. 13. Диаграмма, иллюстрирующая осаждение типичной пробы фосфатного шлама (2,6%):
а—ж — соответственно через 0; 10; 13; 20; 35; 120; 240 мин
точки зрения будет полезным должное понимание законов поведения при обезвоживании или осаждении этих пульп. Теория седиментации адекватно разработана для условий крайне высоких и низких значений плотности пульпы. А в области средней плотности седиментация изучена плохо. Так, в то время как имеются теории для очень разбавленных суспензий, основанных на законах Стокса, и для плотной постели, основанной на моделях, разработанных для потока через пористую среду, поведение осаждения или обезвоживания концентрированных суспензий или илов адекватно не смоделировано.
Примеры ежегодно образуемых промышленных шламов,млн. т/год
Шлам:.
фосфатный .40—50
красный .8—10
угольный Ю
Кислый ИЛ..0
Другие： поташ, угольная мелочь, урановые хвосты, шламовые отходы бурения, сточные воды бумажной промышленности, TiO?.
Феноменологическая модель, разработанная недавно для пробы фосфатного шлама, четко соответствует поведению пульпы при обезвоживании [76—79]. Проведены также систематические опыты для определения характеристик минералов, отвечающих за медленное осаждение такой пульпы.
Феноменологическая модель [80——82]. Наблюдаемое поведение пульпы при обезвоживании показано на рис. 13. Можно различить четыре стадии в этом процессе:
I — в течение нескольких секунд перемешивание останавливается, все вихревые движения в пульпе заканчиваются；
II — в течение нескольких минут происходит разрыв в результате того, что крупные частицы и мелкие воздушные пузырьки захватываются в застывающей пульпе. Вода просачивается в щели и образует водные линзы;
Ill — развиваются добавочные щели, образуя каналы, соединяющие разные линзы, и, в конечном итоге, отрываясь на межфазной границе вода ——пульпа, что позволяет воде выходить. Граница раздела пульпы и взвеси быстро опускается и вода вместе со взвешенными частицами может просачиваться через границу раздела；
IV ——продолжительное уплотнение пульпы в процессе обезвоживания в конечном счете заставляет каналы сужаться и таким образом тормозит дополнительное обезвоживание.
В соответствии с этим обезвоживание особенно зависит от возможностей фазы просачивания и в настоящей системе такие фазы, по-существу, предполагают в результате гетерогенность системы. Эти предположения были испытаны определением эффекта добавки крупных частиц в пульпу и образованием микропузырьков в ней. Если предположения обоснованны, то такая процедура усилит обезвоживание пульпы. Добавка крупных частиц (более 50 мкм) к фосфатным шламам фактически значительно снизила их стабильность; скорость осаждения увеличилась почти в 50 раз. Движение микропузырьков через пульпу обычно улучшает осаждение. Феноменологическое уравнение было получено рассматриванием того факта, что пульпа с внутренней структурой оседает в соответствии с действием двух взаимосвязанных процессов:
так называемого гравитационного выталкивания воды из пульпы, которое зависит от числа и типа (межагрегатная, меж- флокульная, внутрифлокульная) сил;
количества воды, уже просочившейся через границу раздела.
Феноменологическая модель была исследована с помощью определения различных скоростных параметров и сравнением полученных кривых с экспериментальными. Даже если модель удовлетворительно совпадает с экспериментальными результатами, то можно установить основные физические и химические факторы, которые определяют эти параметры.
Микроскопический механизм, ответственный за стабильность фосфатных шламов, был исследован с помощью формальной модели системы, сделанной из основных составляющих фосфатных шламов [80]. Из различных опробованных сочетаний каолина, монтмориллонита, атапульгита, кварца, хризолита и амфибола поведение систем монтмориллонит ——атапульгит —— каолин и монтмориллонит——атапульгит ——каолин ——кварц было аналогично фосфатному шламу. Минералы монтмориллонит и атапульгит с их характерными формой и свойствами набухания, поверхностного заряда и вязкости были идентичны в главном отношении уникального поведения при осаждении суспензии глинистых фосфатов. В дополнение к электрокинетическим морфологические свойства, разбухание и ионнообменная емкость минеральных составляющих определяют параметры осаж-
Д^ния фосфатных шламов, в то время как чистота слива определяется в основном электрокинетическим потенциалом.
Проблемы, подобные проблемам фосфатных шламов, также существуют для угольных и красных шламов и шламов металлургического производства. Здесь имеется определенная необходимость определить особенности поведения частиц шламовой крупности в суспензии и экономической зависимости процесса обезвоживания шламов. Также необходимо фундаментально исследовать свойства проницаемости капиллярных систем из волокнистых и тонких частиц, таким образом, что должны быть разработаны возможности для контролирования потока в осаждающихся и фильтрационных системах. Также воздействие химических добавок, таких как высушивающие агенты, и физических параметров, таких как температура в потоке жидкости, должны быть поняты для производства каких-либо значительных разработок в этой области.
Выводы. Обработка тонких частиц минералов ——критическая проблема первостепенной значимости и следовательно она должна быть решена. Проблемы обогащения тонких частиц обсуждались подробно и в различных областях в работах 1979 г. [83]. Выводы приведены ниже.
Флокуляция. Исследования, необходимые во флокулярции, можно классифицировать на три группы: водная химия, обезвоживание и теория флокуляции.
Водная химия. Явления флокуляции и дисперсии очень восприимчивы к водной химии. Однако теория не приспособлена к реальной сложности воды и суспензий. Во-первых, необходимо в этом отношении разработать критерий для характеристики воды в значениях pH, общей растворимости твердого, ионной силы, твердости, температуры, содержания взвешенного твердого и т. д. Во-вторых, воздействие органических растворителей, присутствующих в питающей воде и оборотной воде мельниц, нестабильно. В-третьих, важно изучить статистические и сезонные изменения в водной химии. Изменения содержания кальция в воде мельниц от зимы к весне хорошо известны.
Обезвоживание. Проблемы, которые обычно возникают при обезвоживании ——медленное осаждение и высокая влажность осадка фильтрования. Полезно прежде всего получить информацию о химической, термической и механической энергиях, требуемых для обезвоживания с использованием различной технологии. Главное достижение в этой области, вероятно, будет результатом развития возможности контролирования структуры флокулы химическим, механическим или гидравлическим способом.
Теория флокуляции. Здесь требуется развитие понимания флокуляционных процессов в терминах структуры и механизмов ее связей и степени ядерности, роста и дезинтеграции флокул.
Необходимо понимать основные химические и физические процессы, которые контролируют селективную флокуляцию, и также, что селективная дисперсия и адсорбция зависят от химической структуры флокулянтов и диспергентов, так что такие эффективные реагенты должны быть синтезированы для специальных целей. Модели флокуляции и дисперсии должны быть расширены для уточнения переменных, таких как температура, растворение электролитов и органических растворителей. Они должны быть расширены также для применения к проблемам флокуляции, включающим твердое ——воздух, твердое ——масло, масло — масло и масло — воздух.
Флотация. Решение проблем низкого извлечения, низкой селективности и высокого расхода реагентов при флотации тонких частиц просматривается в контролируемой агломерации частиц в более крупные единицы, использовании мелких пузырьков и применении масла вместо воздуха. В этом отношении важно также разработать более совершенные методы диспергирования ультратонких частиц и генерирования тонких пузырьков для флотации, и, главным образом, разработать оборудование, приспособленное к флотации частиц ультратонкой крупности. Также полезно понять причины преимуществ как применения масла вместо воздуха в качестве собирающей среды, так и тонких пузырьков над крупными. Больше исследований также требуется в области масштабирования такой технологии, как электро- и колонная флотация.
Выщелачивание. Для кучного выщелачивания важно знать, как можно контролировать протекание жидкости через капилляры внутри пор постели, и пути такой стабилизации тонких частиц, что их движение не приведет к закупорке. Здесь необходимы исследования по экономичному образованию тонких частиц и контролированию их поверхностных свойств, как для улучшения выщелачивания, так и для предотвращения покрытия, что может препятствовать растворению, масштабированию перемешивателей-сгустителей, идентификации критических переменных и разработке средств измерения и контроля их.
Магнитные технологии. Здесь полезна оптимизация технологии магнитной сепарации минимизацией захвата тонких частиц и для увеличения пропускной способности. Также должна быть разработана технология увеличения различия в магнитных свойствах тонких частиц в некоторых случаях модификацией поверхности.
Самое главное, что все рассмотренные технологии будут иметь важное значение только тогда, когда фундаментальные причины ограничения крупности на показатели эффективности поняты, известные процессы могут быть изменены в соответствии с этими требованиями или может быть легче разработана новая технология. Ясно, что хотя имеется много технологий для пере-
работки тонких продуктов, многие важные проблемы остаются для решения до их внедрения в широких масштабах. Также ясно, что решения этих проблем можно достигнуть, когда будут поняты большинство основных закономерностей поведения тонких частиц минералов в концентрационных системах.
Список литературы
Somasundaran, Р., «Fine Particles Treatment》，in Research Needs in Mineral Processing, Somasundaran, P. and Fuerstenau, D. W., eds., Columbia University, 1976, pp. 125—137.
Somasundaran, P., «Processing Mineral Fines», Engineering and Mining Journal, Dec. 1979, pp. 46—67.
Fuerstenau^ D. W., Chander, S., and Abouzeid[ A. M.,《The* Recovery of Fine Particles by Physical Separation Methods», in Beneficiation of Mineral Fines, Somasundaran, P. and Arbiter, N., AIME, 1979) pp. 3—59.
Somasundaran, P,《Role of Surface Phenomena in the Beneficiation of Fine Particles», Mining Engineering, Vol. 36, 1984, pp. 1177—1186.
Gow., A. M., Guggenheim, M. and Coghill, W. H., «Review of Fine Gringind in Ore Concentrators», U. S. Bureau of Mines, IC, 6757, January 1934.
Orr, C. "., Particulate Technology, Macmillan, New York, 1966, pp. 44— 86.
Locher, F. W. and Seebach, H. M. K, «Influence of Adsorption on Industrial Grinding», Industrial and Engineering Chemistry Process Des. Dev., Vol. 11, 1972, pp. 190—197.
Korac, V.,《Use of Grinding Auxiliary Agents in Cement Production», Tehnika (Belgrade), 27, 1972, 649—653, Chem. Abstr. 77, 922609.
Popovic, 7(. «Effects of Grinding Aids on Portland Cement Clinker», Cement (Zagreb), 15. 14—17, 1971, Chem. Abstr. Vol. 76, 144429 p.
Furukawa, T., Anan. A., and 'Yamasaki, K“ 《Use of Grinding Agents in Closed Circuit Grinding System for Cement Clinker», Semento Gijutsu Nempo, 25, 69—75, 1971, Chem. Abstr.. Vol. 77, 14340g.
El-Shall, H., and Somasundaran, P., «Physico-Chemical Aspects of Grinding: A Review of Use of Additives», Powder Technology, Vol. 38, 1984, pp. 275—293.
Somasundaran, P., and Lin, /. J. «Effect of the Nature of Environ-
merit on Comminution Processes», Industrial and Engineering Chemistry, Process Des. and Dev., Vol. 11, 1972. pp. 321—331.
Somasundaran, P. «Theories of Grinding》in Ceramic Processing before Grinding, Onoda, G. Y., Jr.( and Hench, L., Wiley, 1978, pp. 105Tl23.
Bond, E C., «Wet versus Dry Grinding», Mining Congr. J., Vol. 43, 1957, pp. 38—40.
Goghill, W. H., and Devaney, F. D., «Ball Mill Grinding》，U. S. Bureau of Mines, Tech. Paper No. 581, 1937.
Rose, H. E., Sulltcan, R. M. E., Ball, Tube and Rod Mills, Chemical Publishing Co., New York, 1958, p. 30.
Comminution onComminution onQuartz》，Trans. AIME,Quartz》，Trans. AIME,Vol.Vol.241, 1968, pp. 412—418.241, 1968, pp. 412—418.Li〃，/. J., and Mitzmager, A., «The Influence of the Environment on
Comminution on
Comminution on
Quartz》，Trans. AIME,
Quartz》，Trans. AIME,
Vol.
Vol.
241, 1968, pp. 412—418.
241, 1968, pp. 412—418.
Locher, F.取.，Eichartz,取.，von Seebach, //. M. and Sprung, S., «En
vironmental Effects in Grinding», Extended Abstracts, 163rd National Meeting ^of the American Chemical Society, Boston, 1972, p. 81.
19. Kapur, P. C., Mular, A. L., and Fuerstenau, D W., «The Role of Flu
ids in Comminution», Can. J. Chem. Eng., Vol. 43, 1965, pp. 119—124.
j 20. Hockings, W. A., Volin, M. E, and Mui ar, A. £., «Effect of Suspending Fluid Viscosity on Batch Mill Grinding», Trans. AIME, Vol. 232, 1965, jpp. 59—62.
21. Kiesskalt, S. Z., Ver Deut Ing. Vol. 91, 1949, pp. 313—315.
Von Szantho, E.,《Der Einglux Von Oberflachenaktiven Stoffen Bei
der Feinzerkleinerung», Erzbergbau Metallhubettenwes, Vol. 2, 1949, pp. 353— 360.
Gilbert, L. A., and Hughes, T. H., «Some Experiments in Additive Grinding», Symposium Zerkleinern, Verlag Chem., Duseldorf, Germany 1962, pp. 170—193,
Opoczhy* L., Epitoanzagt Vol. 19, 1967* 121 —125.
El-Shall, H. E, Gorken, 4, and Somasundaran, P., «Effects of Chemical Additives on Wet Grinding of Iron Ore Minerals» in Mineral Processing, Laskowski, J, ed.( Elsevier, Vol. 2., Part A, 1981, pp. 695—726 and 738—755.
Somasundaran, P, and Aili, A., «Effect of Chemical Additives on the Pulp Fluidity and Grinding in Wet Batch Milling», World Congress on Particle Technology, Nuremberg, April 1986.
El-Shall, H. E, «Effect of Chemical Additives on Grinding», D. E. Sc. Thesis, Columbia University, New York, 1980.
Fuersienau, D. W., Venkataraman, K. S., and Velamakanni, B. 14, «Effect of Chemical Additives on the Dynamics of Grinding Media in Wet Batch Grinding in Ball Mills», International J. Mineral Processing, Vol. 15. 1985, pp. 251—267.
Klimpel, R., and Manfroy, W., «Development of Chemical Grinding Aids and their Effect on Selection-for-Breakage and Breakage Distribution Parameters in the Wet-Grinding of Ores», paper presented at XII Int. Min. Proc. Cong., Sao Paulo. Brazil (1977).
KHmpel, R. R., and Manfroy,听.，«Chemical Grinding Aids for increasing throughput in the Wet Grinding of Ores», Ind. Eng. Chem. Process Des. Dev., Vol. 17, 1978, pp. 518—523.
Klimpel, R. R., «The Engineering Analysis of Dispersion Effects in Selected Mineral Processing Operations», in Fine Particles Processing, Soma- sundaran, P., ed., AIME, New York, 1980, pp. 1129—1152.
KHmpel, R. R., Powder TechnoL, Vol. 32, 1982, p. 267.
Somasundaran, P, and El-Shall, H” «Mechanochemical Effects in Ultrafine Grinding» in Ultrafine Grinding and Separation of Industrial Minerals, Malgham, S. G., ed., AIME, New York, 1983, pp. 21—27.
Brown,丄 H., M. I. T. Progress Report, N. Y. O. 7,172, 1955.
Stanzyk, M. H. and Feld, /. L, U. S. Bureau of Mines Report 7168 1968.
Frangiskos, A. W. Z., and Smith, H. G., Trans. Miner. Dressing Congr., Stockholm, Sweden 1957, pp. 67—84.
Becke, R, Principles of Comminution, Akademiai Kiado, Budapest, 1964.
Somasundaran, P., and Moudgilf В. M., «Preparation and Characterization of Clean Mineral Surfaces》in Surface Contamination, Vol. 1, Mittal, K. L., ed., Plenum, 1979, pp. 457—475.
Kulkarni, R. D., and Somasundaran, P, «Mineralogical Heterogeneity of Ore Particles and its effects on their Interfacial Properties», Powder Tech- nol., Vol. 14, 1976, pp. 279—285. '
Somasundaran, P., and Roussev, R., «Morphology of. Fine Particles produced by Grinding», in Power Metallurgy and Related High Temperature Materials, Oxford and IBM publishing, 1985, pp. 59—68.
Lin, I. J., and Somasundaran, P, «Alterations in Properties of Samples during their Preparation by Grinding》，Powder Tech., Vol. 6, 1972, pp. 171 — 180. '
Oliver, J. F., Huh, C., and Mason, S. G., «Ап Experimental Study of some effects of Solid Surface on Wetting, Colloid Surfaces, Vol. 1, 1980, pp. 79—104.
Somasundaran, P., Amarikonah, J. 0., and Ananthapadmanab- han, К. Л, «Calcite-Apatite Interactions and their effects in Selective Flotation using Oleate», in XVth International Mineral Processing Congress, Vol. 11, 1985, pp. 244—254.
(a) Somasundaran, P, Amankonah, J. 0., and Ananthapadmanab^ han, K. «Mineral-Solution Equilibria in Sparingly Soluble Mineral Systems», Colloids and Surfaces, pp. 309—333;1 (b) Amankonah, J. O., Somasundaran, P„ and Ananthapadmanabhan, K., «Effects of Dissolved Mineral Species on the Dissolution/Precipitation Characteristics of Calcite and Apatite», Colloids and Surfaces, pp. 295—307; (c) Amankonah, J. A., and Somasundaran, P., «Effects of Dissolved Mineral Species on the Electrokinetic Behaviour of Calcite and Apatite》，Colloids and Surfaces, pp. 335—353, Vol. 15.
(a) A car, S., and Somasundaran, R, «Effect of Dissolved Mineral Species on Flocculation of Sulphides», Minerals and Metallurgical Processing, Vol. 2, 1985, pp. 231—235; (b) Acar, S., «Interactions between Polymer, Complexing Reagent and Dissolved Mineral Species in Selective Flocculation System》， D. E. Sc., Columbia University, New York, 1985.
Ananthapadmanabhan, К P. and Somasundaran, P, «Surface Precipitation of Inorganics and Surfactants and its role in Adsorption and Flotation», Colloids and Surfaces, Vol. 13, 1985, pp. 151—167.
Chia, У. H., and Somasundaran, P.f «Carrier Flotation of Anatase from Clay and its Physicochemical Mechanisms», in Ultrafine Grinding and Separation, Malgham, S. G., ed.( AIME, 1983, pp. 117—131.
Chia, У. H., and Somasundaran, P,《A Theoretical Approach to Flocculation in Carrier Flotation for Beneficiation of Clay», Colloids and Surfaces, Vol. 8, 1983, pp. 187—202.
Chia, У. H., and Somasundaran, R, «Role of Agitation in Electrokinetics and Carrier Flotation of Clay using Calcite and Oleate》，Transactions SME, Vol. 272, 1983, pp. 1970—1973.
Somasundaran, P., and Cleverdon, J., «А Study of Polymer/Surfactant Interaction at the Mineral/Solution Interface», Colloids and Surfaces, Vol. 13, 1985, pp. 73—85.
Kulkarni, R. D., and Somasundaran, P,《Effects of Reagentizing Temperature and Ionic Strength and their Interactions in Hematite Flotation», Trans. SME, 202, 1977, pp. 120-125.
Nagaraj, S. R. and Somasundaran, P, «Copper, Flotation with Anti- 5-Nonyl-2-Hydroxy Benzophenone Oxime», U. S. Patent 4 130 415, 1979.
Nagaraj, D. R., and Somasundaran, P., «Commercial Chelating Extractants as Collectors: Flotation of Copper Minerals using 'LIX' Reagents», Trans. Am. Inst. Min. Engrs., Vol. 266, 1979, pp. 1892—7.
Nagaraj, D R. and Somasundaran, P. «Chelating Agents as Flotaids: LIX-Copper Minerals System» in Recent Developments in Separation Science, Li, N. et al., eds., CRC Press, Vol. 5, 1979, pp. 81—93.
Nagaraj, D. R., and Somasundaran, R, «Chelating Agents as Collectors in Flotation: Oximes-Copper Minerals Systems», Mining Engineering, Vol. 33, 1981, pp. 1351—7.
Somasundaran, P., and Nagarajf D< R., «Chemistry and Applications of Chelating Agents in Flotation and Flocculation», in Reagents in the Minerals Industry, IMM (London), 1983, pp. 209—219.
Carta, M., et al, «Investigations on Beneficiation of Ultrafine Fluorite from Latium», Xlth International Mineral Processing Congress, Cagliari, 1975, paper 41.
Usoni, L, et a/, «Selective Properties of Flocculants and Possibilities of their use in Flotation of Fine Minerals», VUIth International Mineral Processing Congress, Leningrad, 1968, paper D-13.
Som-asundaran, P,《Foams and Flotation» in Theory, Practice and Process Principles, for Physical Separation, Freeman, M. P, and Fitzpatrick, J. A., ed., Engineering Foundation, N. Y., 1981, pp. 237—242,
Somasundaran, P., «Principles of Selective Aggregation» in Beneficiation of Mineral Fines, Somasundaran, P.( and Arbiter, N., ed., AIME, 1979, pp. 183—196.
Iwasaki, /., Cooke, S. R. B・,and Colombo, A. F. Report of Investigations, No. 5593, U. S. Bureau of Mines, 1960.
Colombo, A. F., «Selective Flocculation — Flotation of Oxidised Taconites», in Theory, Practice and Process Principles for Physical Separations, Freeman, M. P., and Fitzpatrick, J. A., eds., Engineering Foundation, N. Y., 1981, pp. 221—225.
Read, A. D,《The Use of High Molecular Weight Polyacrylamides in the Selective Flocculation Separation of a Mineral Mixture》，Brit. Polym, J., Vol. 4, 1972, p. 253.
Attia, У. 4, and Kitchener, J. 4, «Development of Complexing Polymers for the Selective Flocculation of Copper Minerals», Proc. Xlth Int. Min. Proc. Congr., Cagliari, 1975, p. 1233.
Read, A. D., and Hollick, С. T., «Selective Flocculation Techniques for Recovery of Fine Particles», Min. Sci. Eng., Vol. 8, 1976, p. 202.
Rubio, J., and Kitchener,丄 4, «New Basis for Selective Flocculation of Mineral Slimes», Trans. IMM (London), Vol. 86, 1977, p. C97.
Somasundaran, P., and Lee, L. T., «Polymer-Surfactant Interaction on Flotation of Quartz», Separation Sci. and Tech., Vol. 16, 1981, pp. 1475—1490.
Sirianni, A. F., Capes, C. £., and Pudding, /. E.,《Recent Experience with the Spherical Agglomeration Process», Canadian J. of Chemical Engineering, Vol. 39, 1969, p. 166.
Famand, J. R., Smith, H. M., and Puddington, /. E, «Spherical Agglomeration of Solids in Liquid Suspension», Canadian J. of Chemical Engineering, Vol. 39, 1961, p. 94.
Read, A. D and Hollick, С. T., «Selective Flocculation Techniques for Recovery of Fine Particles》，Minerals Science Engineering, Vol. 8, 1976, p. 202.
Gaudin, A. M., and Malozemoff, P.,《Recovery by Flotation of Mineral Particles of Colloidal Size», J. Physical Chemistry, Vol. 37, 1933, p. 579.
lannicelli, /., «High Intensity, High Gradient Magnetic Separation» in Beneficiation of Mineral Fines, Somasundaran, P., and Arbiter, N., ed., AIME, 1979, pp. 363—379. '
(a) Oberteu^er, J. A., and Wechslet, /., «Recent Advances in High Gradient Magnetic Separation》，pp. 1178—1216; (b) Hopstock, D. M., and Colombo, A. F., «Processing Finely Ground Taconite by Wet High Intensity Magnetic Separation», pp. 1241 —1260; (c) Petrakis, L., Ahner, P. E. and Ki- viat, F. E., «High Gradient Magnetic Separations of Fine Particles from Industrial Streams», pp. 1261—1286; (d) Corrans, I. J_, «А Development in the Application of Wet High Intensity Magnetic Separation», pp. 1294—1309, in Fine Particle Processing, Somasundaran, P., ed., AIME, 1980.
Revnivtsev, V. /., and ^hopunov, E A. «Fundamentals of Tribioelectric Separations of Fine Particles», in ibid, pp. 1325—1341.
Hopstock, D M., «Electric and Magnetic Separation», Morey, B., Discussion in Research Needs in Mineral Processing, Somasundaran, P. and Fuerstenau, D. W., eds., Columbia University, 1976, pp. 88—102.
Somasundaran, R, and Sresty, G. C, «Dewatering of Slow-Settling Sludges》，Second Handbook Volume on Particle-Fluid Separation Technology, IIT Research Institute, Chicago, 1977.
Somasundaran, P, Smith, E L., and Harris, С. C., «Dewatering of Phosphate Slimes using Coarse Additives》，Xlth Int. Minerl. Proc. Congr. Proceedings, Institute de Arte Mineral e Preparazione dei Minerali, Univer- sita de Cagliari, 1975, pp. 1301 —1322.
Somasundaran, E, Smith. £ L, "., and Harris, & C.,《Effect of Coarser Particles on the Settling Characterisitics of Phosphatic Slimes》，Proc. 1st. Conf, on Particle Technology, Chicago, IIT Research Institute, 1973, pp. 144—150.
Harris, С. C., Somasundaran, R, and Jenson, R. R., «Sedimentation of Compressible Materials： Analysis of Batch Sedimentation Curves》，Powder Tech, Vol. 11, 1975, pp. 74—84.
Nagaraj〉D. R., McAllister, £., and Somasundaran, P., «Subsidence of
Suspension of Phosphate Slime and its Major Constituents», Int. J. Min. Proc., Vol. 4, 1977, pp. 111 — 129.
Somasundaran, P., «Thickening or Dewatering of Slow Settling Mineral Suspensions», XHIth International Mineral Process. Congr. Proceedings, Elsevier, 1982, pp. 233—262.
Somasundaran, P., «Fundamentals of Dewatering Fine Particulate Slurries» in Progress in the Dewatering of Fine Particles Conference, USBM and U. Alabama, 1981, p. 35.
Parks, G., Dicks, M., Finkelstein, ^. P., Morey, B, and Somasunda- ran R, «Summary of Problems and Research Needs》，in Beneficiation of Mineral Fines, Somasundaran, P., and Arbiter, N., eds., AIME, pp. 391—398.
ФЛОТАЦИЯ РАСТВОРЕННЫМ ВОЗДУХОМ
И ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКАЯ ФЛОТАЦИЯ
К. А. Мэтис, Г. П. Галлиос,Университет оф Засалоники, Греция
Введение. Проблемы переработки тонких минеральных частиц, которые требуют огромного внимания сегодня от исследователей, представлены здесь кратко, так как это составляет главную тему других публикаций [1]. С увеличивающейся потребностью в минералах и постоянным ухудшением качества угля проблема становится более важной. Некоторые новые методы обработки тонких частиц сдерживаются в то же время энергетическими, обогатительными и экономическими требованиями.
К рудам, состоящим в основном из тонких частиц, относят такониты, оловянные руды, содержащие касситерит, основные сульфидные руды и, главным образом, глины. Имеются многочисленные примеры операционных систем, в которых руды дешламируются. Возможно, лучшим примером является фосфатная промышленность Флориды, где приблизительно 1/3 фосфатов сбрасывается в виде шламов. Известно {2], что в настоящее время 1/5 мирового вольфрама и 1/2 боливийского олова теряются со шламами, так как отсутствует подходящий метод сепарации тонких частиц.
В идеале хотелось бы, чтобы тонкий продукт производился только с целью высвобождения ценных минералов от пустой породы. Однако большое количество тонких частиц образуется само по себе уже на месторождении. Развитие горной технологии в смысле уменьшения производства тонких частиц ——одна из областей, которые необходимо разрабатывать. Также, чтобы избежать образования тонкого продукта, следует сделать более эффективными циклы измельчения и классификации [3].
Так, руды, содержащие тонкие минеральные частицы, могут быть подразделены следующим образом:
те, в которых полезный минерал почти полностью находится в области тонких размеров и в этом случае процесс (идеально) следует разрабатывать для извлечения практически всех минеральных частиц в этой области крупности;
те, в которых нужный минерал простирается от крупного до тонкого, в этом случае тонкие частицы часто смешиваются с крупными и таким образом наблюдается бедная флотация тонких частиц. Эти проблемы в основном управляются удалением, минимизацией или игнорированием тонких частиц в питании флотационного цикла, если мы не имеем дело с большими массами (тоннами) руды.
По мере уменьшения крупности частиц начинают преобладать две характеристики: удельная площадь поверхности становится большой, а масса частиц очень маленькой. Схематичная диаграмма, данная Фюрстенау [2], иллюстрирует взаимосвязь между физическими и химическими свойствами тонких частиц и их поведением при флотации. Низкая степень флотации, высокие расход реагентов и скорость окисления влияют на извлечение. Другие явления (загрузка тонких частиц и неизбирательная адсорбция собирателя) влияют на степень обогащения, в то же время имеются такие, которые влияют на оба параметра: например, устойчивость пены и высокое растворение.
Известны примеры [2], когда руды успешно флотируются при тонкой крупности： галенит — ксантогенат при крупности 1——20 мкм, полевой шпат ——олеиновая кислота (6——37 мкм), молибденит — ксантогенат при практической крупности меньше 44 мкм, свинцово-ципковая руда — ксантогенат (менее 10 мкм); гематит ——октилгидроксамат (менее 15 мкм); окисленные свин- цово-цинковые руды ——оксин (менее 12,3 мкм); шеелитовая руда — олеат (около 1 мкм) и т. д.
Ро几ь относительной крупности частиц и пузырьков. В обзорной статье [4] по флотируемости тонких частиц отмечена область крупности, соответствующая максимальному флотационному извлечению: например, в промышленном масштабе 3——20 мкм для касситерита, 50——100 мкм для флюорита, 20—— 100 мкм для галенита, 15——100 мкм для сфалерита и т. д. В основном, максимальное извлечение отмечено в диапазоне 10—100 мкм.
Значение крупности частиц, их последствия проанализированы в работе [5]. Кривые зависимости извлечения от крупности были использованы для оценки показателей флотации. Многие эффекты крупности частиц на флотацию были известны с 1931 г. из первой статьи Годэна и др.
Экспериментально установлена [6] зависимость захвата маленьких частиц пузырьками от крупности притягиваемых частиц. Теоретические концепции также разработаны Дерягиным и Дукхином. Большой объем экспериментальной работы в этой 36
области имеет начало в применении флотации для очистки воды.
Известны три главных этапа в процессе флотации: столкновение частицы и пузырька; прилипание, выделение. Первый этап неселективен и в нем как гидрофобные, так и гидрофильные частицы имеют равную вероятность столкновения. Теоретическая обработка процесса столкновения частиц и пузырьков [7] показала, что пузырьки двигаются через пульпу таким образом, что вокруг пузырька возникает поток жидкости. При постоянном размере пузырька скорость столкновения с уменьшением крупности частицы уменьшается.
Если размер пузырька уменьшается пропорционально крупности частиц, то скорость столкновения остается неизменной, что, возможно, указывает на то, что при флотации с тонкими пузырьками более эффективно извлекаются тонкие частицы. По той же причине другое воздействие оказывает увеличение крупности частиц, которого можно достигнуть, например, агрегацией или флокуляцией. Также в очень упрощенной форме такое заключение можно сделать (скорее эмпирически) при обработке сливной воды, где извлекаются частицы обычно меньше 20 мкм.
Другие условия ограничивают успех. Некоторые могут быть найдены несовместимости или с имеющимися ограниченными данными или, скорее, с относящимися к делу теоретическими соображениями. Они включают столкновение с помощью диф- фузионно-форетического движения, прикрепление через вращение угловатых частиц, увеличивающийся угол динамического контакта, увеличенные поверхностные силы и т. д. [4]. Из-за сложных физико-химико-механических условий, встречающихся во флотационном процессе, проблемы, связанные с присутствием тонких частиц, ярко выражены во флотационном процессе. Так, много усилий было сделано для разработки теорий, объясняющих медленную флотацию тонких частиц.
В работе「8] в главе, посвященной прочности прикрепления, частиц к пузырьку, упоминается работа Волковой. Установлено, что прикрепление зависит от относительного размера частиц и пузырьков. Эти исследования играют значительную роль в развитии теории минерализации пузырьков во флотации. Она заключается на существовании оптимального пузырька, способного флотировать частицы в данном измерении, что позже сильно критиковалось. Например, следуя этой теории, пузырьки диаметром 0,8 мм не могут удерживать частицы кварца мельче 39 мкм или частицы барита мельче 24 мкм; пузырьки диаметром 2 мм не могут флотировать зерна барита мельче 0,33 мм. Такие выводы, сделанные на основе абстрактных теоретических соображений, не подтверждены экспериментально и противоречат практике флотации.
Эйгелес утверждал, что тонкие частицы прикрепляются к маленьким пузырькам, даже с очень малым углом контакта. Прикрепление больших частиц возможно при маленьком угле контакта только на больших пузырьках и их закрепление на маленьких пузырьках затруднено. Он пришел к этому же заключению, что и Волкова, касательно взаимосвязи между диаметром воздушных пузырьков и крупностью частиц.
Теоретический анализ в работе [9] описывает осаждение броуновских частиц на пузырьках водорода под поверхностным взаимодействием. Экспериментально электролитическая флотация решеток полистирина была изучена с целью исследования действия заряда как частицы, так и пузырька на общую эффективность собирания.
В той же области экспериментальные исследования были проведены по флотации коллоидного каолина и монтмориллонита в двух аппаратах с диспергированным воздухом с порами различного размера {10]. Было показано, что размер пузырьков играет важную роль во флотационном процессе.
Технология флотации. Из-за потерь ценных минералов и металлов со шламами постоянно растет интерес к разработке новых процессов и к совершенствованию старых, предназначенных для извлечения тонких частиц. Флотация при этом является основным процессом в обогащении (и в то же время мало известным химикам). Однако применение обычной флотационной технологии для сепарации тонких частиц обычно неэкономично и создает различные научные и технологические проблемы [7].
По этой причине применяли различные виды флотации: флотацию на носителе, масляную, высокотемпературную, колонную, флокуляционную и т. д. [3]; часть из них ——довольно успешно в промышленном масштабе. В данном случае рассмотрим две такие технологии — флотацию растворенным воздухом и электролитическую флотацию ——которые применяют в основном в очистной переработке. Обе характеризуются производством тонких газовых пузырьков, в то время как обычные пенные флотационные камеры производят воздушные пузырьки диаметром 0,6—1 мм.
Одна из полезных характеристик пенной флотации ——ее способность концентрировать из сильно разбавленных растворов (в диапазоне нескольких частей на миллион), возможно, слишком разбавленных для экономичной переработки другими методами. И это причина того, почему процесс также используется как аналитическая технология на предконцентрационной ста- Дии [11].
Сточные воды и хвосты содержат различные составляющие в растворенной или коллоидной форме, которые нежелательны и должны быть выделены. Имеется много неорганических раз- 38
новидностей, которые ухудшают биологическое действие обработки сточных вод. Необходимо также быть уверенным в том, что промышленные сточные воды не содержат вредных веществ, которые могут погубить рыбу и экологическую жизнь в море, в которое они разгружаются. Вот почему развивается применение различных флотационных технологий для обработки растворов. Обзор многих из них дан в работе [12], однако некоторые технологии находятся на лабораторной стадии.
Главным требованием для применения была разработка оборудования для производства газовых пузырьков. В соответствии с типом образования пузырьков различают две категории флотационной технологии: 1) флотацию растворенным воздухом и 2) флотацию диспергированным воздухом. Последняя генерирует пузырьки механически таким способом, как продавливание (обычно) воздуха через пористую среду или механическое раздрабливание воздуха импеллером. Это, конечно, включает пенную флотацию. Некоторые авторы также относят электролитическую флотацию к этой категории.
Ионная флотация — метод, способный разделять поверхностно-неактивные разновидности из разбавленного раствора, основанный на различии в поверхностной активности веществ. Процесс был рассмотрен в работе [ 13]. В нашей лаборатории были проведены исследования по ионной флотации неорганических загрязнений и среди них хрома [14] и мышьяка [15].
Хром, например, находится в неразбавленных водных растворах (в их хелатной форме) преимущественно в форме СгО/— при основном pH. Катионный ПАВ необходим в этом случае для успешной флотации. Хром ——один из типичных примеров, применяемых для изучения ионной флотации.
Ионную флотацию можно также применять для извлечения ценных металлов из отработанных растворов или гидрометаллургических смесей, например, при сегодняшних мировых ограниченных минеральных ресурсах. Таким ценным металлом, который может быть потенциально извлечен, является германий [16]. Метагерманиевая кислота обычно реагирует с пирогаллолом, который действует на германий как активатор, и соединение флотируется лауриламином — катионным ПАВ.
Несколько отличительный подход был эффективным испытанием дисперсно-воздушной флотации для выделения органического носителя в медной жидкостной экстракции [17]. Процесс был испытан как промежуточная стадия между обдиркой и электролизом меди и с тех пор нашел промышленное применение.
Хотя имеется определенное сходство между областями обычного обогащения и обработкой растворов, между ними существует также много различий. При обработке сточных вод флотация применяется к системам, содержащим малые коли-
?1旷3 m"戸?1旷3 m"戸Рис. 1. Зависимость растворимости Р воздуха в воде от давления р: 7—4 — температура соответственно 283; 288: 293; 298 КРис. 1. Зависимость растворимости Р воздуха в воде от давления р: 7—4 — температура соответственно 283; 288: 293; 298 КРис. 2. Схемы флотации растворенном воздухом:/ — сатуратор; 2 — флотационная машинаРис. 2. Схемы флотации растворенном воздухом:/ — сатуратор; 2 — флотационная машина
?1旷3 m"戸
?1旷3 m"戸
Рис. 1. Зависимость растворимости Р воздуха в воде от давления р: 7—4 — температура соответственно 283; 288: 293; 298 К
Рис. 1. Зависимость растворимости Р воздуха в воде от давления р: 7—4 — температура соответственно 283; 288: 293; 298 К
Рис. 2. Схемы флотации растворенном воздухом:
/ — сатуратор; 2 — флотационная машина
Рис. 2. Схемы флотации растворенном воздухом:
/ — сатуратор; 2 — флотационная машина
чества (несколько частей на миллион) взвешенного вещества для извлечения, которое легко остается в суспензии без какого- либо смешивания. Наоборот, в процессах обогащения минеральные частицы намного крупнее (питание пенной флотации составляет обычно 15—40%) и частицы в пульпе, также вследствие их размера, имеют тенденцию к осаждению; поэтому требуется интенсивное и постоянное перемешивание. Обработка сточных вод происходит с помощью обычного стандартного осаждения и таким образом экономически непривлекательна —— за исключением, возможно, случаев некоторого извлечения побочного продукта. Рудная флотация ——продуктивный метод для обогащения и концентрации минералов, имеющих промышленную ценность. Тем не менее, переработка тонких продуктов—область, которую мы не рассматриваем, — занимает некоторое место в важности обработки сточных вод, как мы увидим далее.
Флотация растворенным воздухом. Основные принципы. При флотации растворенным воздухом (под давлением) используются пузырьки воздуха, генерируемые контролируемыми условиями освобождения давления из перенасыщенного раствора воздуха в воде. Вся технология основана на законе Генри, который дает растворимость воздуха в воде： масса легкорастворимого газа, который растворен в определенной массе жидкости (при данной температуре), прямо пропорциональна парциальному давлению газа. Рис. 1 показывает растворимости воздуха в воде при различных давлении и температуре [18].
Рис. 3. Конструкции статических (а— б) и динамических (г, 0) сатураторов: а ——диаметральный; 6 ——концентрический; в — компенсационный； г — упакованная колонна; д — турбинный [20] ； / — выпуск воздуха; 2 — вмпуск жидкости; 3 — подача воздуха： 4 ■— подача жидкости; 5 — уровень жидкости; 6 — прокладка; 7 — кольца； 8 — приводной электродвигатель; 9 ——диски
Обычно применяют три способа получения давления (рис. 2): а) общее давление питания; б) частичное давление питания и в) частичное давление сточных вод и возврата (наиболее предпочтительный). Необходимое давление составляет, в частности, для случая а) 250 кПа, а для других — 350 кПа.
Если достигается полное насыщение, то количество растворенного воздуха в насыщенной под давлением воде пропорционально давлению в сатураторе. В лабораторных исследованиях одна из целей ——измерение объема воздуха, полученного из сатуратора, и поэтому был создан подходящий аппарат [19].
В экспериментах по флотации растворенным воздухом встречается проблема разработки и изготовления сатуратора, в котором воздух растворяется в воде под давлением. Некоторые из достижений [2] в этой области показаны на рис. 3. Статическое устройство в виде бака было применено, когда эффективность аэрации достигала до 50% желаемого, в то время как динамическое давало эффективность более 90%. Эффективность определялась по количеству воздуха, растворенного в сточных водах. Растворение воздуха впрыскиванием воды через колонну было найдено очень эффективным [21].
Вакуум также может быть использован для уменьшения давления после предварительного насыщения воды при атмосферном давлении. В данную категорию также входит так называемая «микрофлотация», которая основана на простой идее использования гидростатического давления на глубине аэрационной камеры около 10 м вместо принудительного давления [22].
Поднимающиеся уступами аппараты предполагают тот же принцип, но испытывают вибрацию, связанную с использованием водяного насоса. Простым расчетом может быть показано, что теоретический избыток воздуха, наблюдаемый во флотаци-
онной установке, при глубине колонны Юми насыщении 65% соответствует избытку воздуха, когда давление в сосуде уменьшается от 100 до 70 кПа. Однако более заслуживают внимания лабораторные аппараты, разработанные в Центре по исследованию воды (Великобритания) [23], так как это касается не только объема воздуха, но и главным образом, размера пузырька и распределения.
Враблик [20] определил следующие три метода прикрепления пузырьков, что может привести к флотации:
I ——адгезия газового пузырька к взвешенной фазе как результат или а) столкновения между пузырьками и взвешенной фазы, или б) осаждения пузырька на взвешенную фазу ——ядер- ный процесс;
— захват поднимающихся газовых пузырьков в структуру флокулы;
— абсорбция газовых пузырьков в структуру флокулы по мере ее формирования.
При флотации диспергированным воздухом третий метод не применяется, так как обычно пузырьки крупные и поднимаются слишком быстро для того, чтобы внедриться в структуру растущей флокулы. Во флотации растворенным воздухом, однако, медленный подъем очень мелких пузырьков приводит к преобладанию адсорбции в структуре флокулы.
Распределение по крупности воздушных пузырьков, реализованных во флотационной камере опубликовано в работе [20]. Исследования проводились с помощью фотографирования пузырьков, выпадающих из раствора при аэрации под давлением 138 и 344 кПа. Наиболее однородное распределение наблюдалось при давлении 344 кПа и более энергичной классификации пузырьков. Диапазон размеров был идентичен в обоих случаях и находился в пределах 30——120 мкм (на порядок меньше, чем при обычной флотации диспергированным воздухом). Реализуя такое распределение, был применен закон Стокса для определения скорости подъема пузырьков. Максимальный размер пузырьков полностью вязкого потока был рассчитан из уравнений для числа Рейнольдса и коэффициента сопротивления и составил 130 мкм.
В работе [ 19] дается значение диаметра пузырька 287 мкм, возможно, вследствие коалесценции воздушных пузырьков после сброса давления до половины всего необходимого значения. Слой стеклянных шариков (прокладки) в сатураторе обеспечивает создание определенного количества воздуха (72% теоретического) .
Успешными лабораторными опытами установлено, что устройство для сброса давления очень важно. Если производятся крупные пузырьки, то их дефицит очевиден, во-первых, потому, что они создают гидравлическое нарушение вдоль пути их подъ- 42
ема, и, во-вторых, когда они достигают поверхности и извергаются, наблюдается высвобождение уже сфлотированных твердых частиц. Более того, относительный объем воздуха теряется; один пузырек диаметром 2 мм содержит, например, такое же количество воздуха, что и 64 тыс. пузырьков диаметром 50 мкм.
Были опробованы [24] пять маленьких игольчатых клапанов на WRC для давления около 200 кПа, как устройства для сброса давления. Фактически 100%-е извлечение растворенного воздуха было достигнуто с двумя клапанами независимо от скорости потока. В других трех случаях количество реализованного воздуха измерялось по скорости потока через клапан. Это доказывает, что клапаны, которые имеют лучшие характеристики, были игольчатыми со спиральным каналом, которые генерируют интенсивную турбулентность в точке декомпрессии.
Эффективная система сатуратора особенно важна при всех операциях, когда концентрация твердого высока. При неэффективном растворении воздуха при данном давлении степень рециклирования должна увеличиваться, чтобы создать требуемое соотношение воздуха и воды, которое, в свою очередь, увеличивается с увеличением размера флотационного аппарата. Степень рециклирования при оптимальном давлении зависит от скорости потока питания и концентрации твердого.
Более того, если сатуратор неэффективен, то его объем должен быть увеличен для достижения полного насыщения. Текущие расходы также должны влиять, так как при неэффективной системе будут потери энергии. При изучении влияния отношения массы осажденного воздуха к единице объема питания сатуратора были исследованы следующие переменные： тип уменьшающего давление клапана, скорость потока через клапан, турбулентность нисходящего потока клапана, примесь воды раствора к питанию сатуратора, концентрация специфичных ядер [21].
Была также попытка оценить свойства конструкции впускного патрубка, так как показатели флотационной машины сильно от него зависят [25]. Уменьшение эффективности адгезии было замечено при переходе от лабораторной камеры к флотационной машине. Это уменьшение обусловливается двумя причинами. Во-первых, прототип аппарата не дает такого же тесного контакта между пузырьками и частицами твердого. Во-вторых, завихрения от впускового отверстия ускоряют отрыв пузырьков от твердых частиц.
Отдельную очевидную заботу составляет гидравлическая конструкция аппаратов, другая значительная характеристика —— скреперный механизм для сбора твердого с поверхности. На рис. 4 показана схема системы флотации растворенным воздухом.
Сгущенный продуктСгущенный продукт
Сгущенный продукт
Сгущенный продукт
Рис. 4. Флотационная машина для флотации растворенным воздухом:
/ ——желоб; 2 — всплывший продукт； 3 — осветленный слив： 4 — воздух от компрессора; 5 — сатуратор; 6 — насос; 7 — питание
Флотация растворенным воздухом при обработке сточных вод. Большое число флотационных установок, работающих в Европе, обрабатывают питьевую воду и главным образом сточные воды. В качестве основного оборудования применяют флотационные камеры. Процесс обычно используется как вторичная обработка сточных вод, первичная обработка предусматривает гравитационное осаждение в операциях осветления при низких градиентах скорости.
После первичной обработки сточные воды пропускают во флокуляционную камеру, в которую добавляют химические флокулянты (такие, как ферри- или ферросульфат, известь, сульфат алюминия и полиэлектролиты) пропорционально скорости потока и концентрации. Выбор дозируемого флокулянта обычно зависит от местных условий и стоимости.
Из флокуляционной емкости водные хвосты, содержащие сфлокулированные твердые частицы, вытекают при условиях постоянной нагрузки в центр флотационной машины, где они разгружаются на высоте примерно 1,5 м от основания при общей глубине камеры 3 м. Разгрузка происходит через круглую разгрузочную трубу с одинаково расположенными отверстиями. Примерно на 0,5 м ниже точки выпуска насыщенная под давлением вода поступает в машину через круглую трубу, собранную обычно с насадками.
Насыщенная под давлением вода питает флотационную камеру через клапан. Давление нисходящего потока клапана фактически равно атмосферному и воздух начинает выделяться из раствора. Эта водовоздушная смесь смешивается с потоком хвостов. Если прикрепление выделенных воздушных пузырьков к взвешенному веществу возможно, то агломераты поднимаются к поверхности камеры и аккумулируются в виде пены. Твердые частицы обычно удаляются к месту снятия, в то время как вода обычно подходит для конечной разгрузки.
Экспериментальные исследования по опубликованным данным были проведены на пилотной установке по флотации раст- 44
воренным воздухом, перерабатывающей 8,2 м3/ч воды реки Темза (26]; установка для переработки 2300 мз/сут воды установлена 《Вотер компани» [27]. Установлено, что процесс обычно эффективен для очистки сырой воды, содержащей твердые частицы низкой плотности.
Основное применение ——обработка воды, загрязненной маслом, и хвостовой воды от рафинадов. Предварительная обработка необходима для первоначального извлечения масла, особенно для API сепаратора, где содержание масла уменьшается до 50——150 частей на миллион [28].
Также предполагалось [29], что осаждение будет заменено флотацией растворенным воздухом при очистной обработке хвостов как стадия процесса для выделения флокул, нагруженных гидрокарбонами. В некоторых очень благоприятных случаях (чисто механические эмульсии) можно избежать стадии флокуляции, но необходима высокая степень рециркуляции. В обычных случаях (простые рафинады или нефтехимические комплексы с недостаточно точным регулированием потока) перемешивание эмульсии с соответствующим полимером с большой массой приводит к агломерации масляных капель; использование 15—20% оборотной воды дает хорошее качество сточных вод.
В осадительной емкости скорость слива регулирует эффективную скорость подъема жидкости. Аналогично в конструкции флотационных машин для очистки степень нисходящего потока (определяемая как отношение потока в аппарате к площади поперечного сечения) управляет эффективной скоростью опускания жидкости. Однако нет фиксированного значения ее для обычной хвостовой воды, в то время как скорость подъема агломератов пузырек ——частица зависит, в принципе, от массы адсорбированного на частице воздуха.
Флотация имеет две основные функции: а) классификация или отделение твердой фазы от жидкой и б) сгущение или обезвоживание отделенного твердого. Если главной целью является сгущение хвостов до высокой концентрации, то конструкция должна основываться как на сгущении, так и на очищении, поэтому объем флотационной машины должен выполнять обе эти функции. В некоторых случаях может получиться так, что сгущение не будет валяным.
Адсорбционно-коллоидная флотация должна быть описана как технология, которая обычно включает удаление раствора адсорбцией или соосаждением с несущей флокулой, которая затем флотируется с помощью ПАВ; пузырьки могут быть генерированы флотацией диспергированным или растворенным воздухом. Технология (а также очистная флотация) не предусматривает стехиометрическую реакцию ПАВ с извлекаемым веществом, как в ионной флотации и пенном фракционирова-
Рис. 5. Зависимость извлечения е мышьяка при флотации растворенным воздухом после предварительной обработки сульфатом железа от концентрации Спав олеата натрия [16]
нии, и по этой причине внимание должно быть сфокусировано на этом [30]. На рис. 5 показаны некоторые результаты :[16] в этой области при адсорбционно-коллоидной флотации трехвалентного мышьяка, где воздушные пузырьки выходят из растворенного воздуха. Отношение [Fe] : [As] в частях на миллион составляет 6:1. Ферригидроксидные комплексы флотируются с добавкой олеата натрия (анионный ПАВ). Это значит, что в разбавленных водных растворах при pH 1——8 мышьяк находится в виде нерастворимой арсеновой кислоты. Позже технология была признана неселективной, в то время как ионная флотация селективна по крайней мере в случае смеси мышьяк ——германий.
Экономические аспекты. Переменный момент с точки зрения экономики для масловодного сепаратора гравитационного типа исследован в работе [31]. В ней показано, что дополнительные расходы, связанные с извлечением масляной составляющей из сточных вод от 150 до 10 частей на миллион с использованием сепаратора гравитационного типа, составили 0,91•106 фунтов стерлингов, при использовании флотации растворенным воздухом для этих же целей они составляют 0,16-105 фунтов стерлингов. Также были проведены исследования по сравнению расходов на сепарацию в WRC {32] с флотацией растворенным воздухом и альтернативными классифицирующими процессами.
Были проведены исследования по энергетике всех типов флотационных систем [33]. Сравнение потребляемой энергии, требуемой на переработку, показывает, что только флотационный процесс требует около 0,07% общей энергии, потребляемой промышленностью Великобритании.
Хотя имеется много производителей флотационного оборудования, главный товар производится несколькими главными поставщиками. Они производят флотационные камеры для флотации диспергированным и растворенным воздухом и приспосабливают свое оборудование для широкой сепарации твердое——жидкое, включая как металлические, так и неметаллические материалы.
Сравнение текущих расходов флотационных систем для об-
работки сточных вод [34] показало, что электролитическая флотация требует значительно меньше мощности на камеру площадью 5 м2 и менее, т. е. машины способны принять поток до 13 м3/кс (малая шкала). Преимущество уменьшается с уве、 личением размера камеры от приблизительно 33% мощности, необходимой на флотацию растворенным воздухом камерой площадью 1 м2, до 85% мощности, необходимой для камеры площадью 5 м2. По мере того как размер камеры увеличивается, потребляемая мощность значительно увеличивается и для камеры площадью 10 м2 мощность, требуемая для электролитической флотации, на 65% больше требуемой для флотации растворенным воздухом.
Извлечение побочного продукта, возможно, представляет только полезный аспект процесса, например, извлечение протеинов и жира из сбросных сточных вод пищевой промышленности. Такая установка на шведской скотобойне [35] имеет ,капитальную стоимость 95 200 фунтов стерлингов, в то время 'как чистая прибыль от извлечения и контрибуция за счет капитальных затрат составляют 11 840 фунтов стерлингов в год. Процесс основан на химическом осаждении и флотации растворенным воздухом после обработки илов.
Другое широкое применение флотации заключается в обработке илов смесью жиров, как описано среди других особенностей в статье '[35]. Всесторонний анализ также включает в порядке расчета необходимые конструктивные данные.
Флотация растворенным воздухом при переработке тонких частиц. Присутствие очень мелких пузырьков на поверхности частицы, как известно, улучшает их прикрепление к крупным пузырькам при столкновении. Если на минеральной частице находится очень маленький воздушный пузырек, то прорыв гидратного слоя намного более вероятен. Это объясняется [8] рядом причин： а) маленький пузырек действует как острие на поверхности частиц, способствуя закреплению; б) поверхность пузырька всегда намного менее гидратирована, чем поверхность минеральных частиц, поэтому прочность гидратной пленки, разделяющей сталкивающиеся большие и маленькие пузырьки, всегда значительно меньше, чем прочность пленки между пузырьком и минеральными частицами; в) большое различие в капиллярном давлении внутри сталкивающихся пузырьков различного диаметра является дополнительной силой, участвующей в разрушении пленки воды. Явление флотационной активации минеральных частиц мгновенно осаждаемыми пузырьками, которые недостаточно плавучи, чтобы самостоятельно сфлотировать частицы, но сфлокулированы присоединением более крупных воздушных пузырьков, впервые наблюдалось Классеном [8] в экспериментах на флюорите, перемешанном с олеиновой кислотой.
Первая опубликованная работа, насколько нам известно, по применению флотации растворенным воздухом в обогащении тонких частиц также приведена в списке литературы. Сепарация смесей флюорит — кварц и барит — кварц крупностью менее 10 мкм значительно улучшается вакуумной флотацией.
Сравнительные опыты по механической и вакуумной флотации были проведены в одной машине механического типа.
Последняя технология, как показано, более селективна и дает более высокое извлечение минерала. Фактически проблема селективности флотации растворенным воздухом при переработке тонких частиц заслуживает более тщательного исследования, так как при переработке сточных вод необходимо выделить все (если возможно) частицы, взвешенные в водной фазе. ,
Этой теме посвящены несколько публикаций, две из которых [37, 38] будут рассмотрены ниже. В первой [37] в качестве примера приведено выделение тонкого угля из сточных вод, полученных при промывке углей. Результаты, полученные вводом насыщенной воздухом под давлением воды в простую суспензию или непосредственным насыщением под давлением пробы суспензии, и последующей флотации в машине Денвер сравнивались с результатами обычной пенной флотации. Лучшая сепарация наблюдалась [37] в каждой системе при pH 7—8 и плотности пульпы около 1%, которая достаточно низка. При флотации растворенным воздухом (включающая насыщенную под давлением воду) в машине Денвер после насыщения под давлением были получены прекрасные результаты с высоким флотационным извлечением угля и небольшим расходом добавляемого собирателя (керосин).
Во второй работе [38] исследования касались сепарации касситерита из касситерит-кварцевой смеси флотацией растворенным воздухом. Утверждалось, что процесс можно успешно использовать для селективной сепарации тонких минеральных частиц. В основной-перечистной системе извлечение олова составляет около 60% при содержании олова в концентрате 60%, в питании 7,4%. Эксперименты показали, что флотация происходит в этом случае обычным способом, т. е. столкновением пузырьков с гидрофобными частицами. Однако собиратель, вызывающий коагуляцию, играет важную роль как в кинетике, так и в эффективности флотации (рис. 6).
При проведении первоначальных лабораторных экспериментов [39] по выявлению применимости флотации растворенным воздухом для извлечения тонких частиц из естественной кальцитовой суспензии (класс ——45 мкм) были получены следующие результаты, %： СаО 51,28; MgO 0,98; А12О3 0,04; SiO2 1,93; п. п. п. 43,71.
Рис. 6. Флотация растворенным воздухом касситерита от кварца в зависимости от расхода собирателя при pH 3:Рис. 6. Флотация растворенным воздухом касситерита от кварца в зависимости от расхода собирателя при pH 3:
Рис. 6. Флотация растворенным воздухом касситерита от кварца в зависимости от расхода собирателя при pH 3:
Рис. 6. Флотация растворенным воздухом касситерита от кварца в зависимости от расхода собирателя при pH 3:
а ■— собиратель Аэропромотор 845; 6 一 собиратель — эмульсия Аэропромотора и керосина в соотношении 1 : 8; 7 — извлечение; 2 — содержание в концентрате； Р — расход собирателя; / — содержание в исходном питании
Первые исследования по флотируемости этого минерала были опубликованы в работе '[40], которая была частью исследовательской программы флотации минералов солевого типа. К таким минералам (важным для Греции) относят в oichobhom магнезит, барит, апатит, доломит, кальцит и т. д.
Сепарация солевых минералов от других того же Рипа, как известно, проходит максимально полно и часто нерешительно. Показано, что различия между различными характеристиками разных солевых минералов (к которым принадлежат карбонаты) не больше, чем у образцов отдельных минералов из разных месторождений. Сходство в отношении разных минералов к флотации определяется сравнительным химическим составом их поверхности и подобием характеристик растворимости.
Непохожие на оксидную и силикатную системы основные свойства солевых минералов привлекают значительно меньшее внимание. Ссылка на публикацию [42] относится к этой области. Свойства, относящиеся к флотации, такие как кристаллическая структура, растворимость, поверхностный заряд и адсорбционное поведение солевых минералов были исследованы с выяснением роли поверхностных и органических модификаторов. Флотационные характеристики минералов были также рассмотрены и обсуждены проблемы селективной сепарации.
Наши периодические исследования проводились в переносном кружечном тестере для лабораторных исследований. Система, первоначально разработанная для опытов по осаждению, была быстро приспособлена для оценки флотации растворенным воздухом с помощью специальной калиброванной кружки 4—994 49
6；частей/м/1н6；частей/м/1нРис. 7. Влияние концентрации С жир- Рис. 8. Влияние времени т перемеши- ной кислоты на флотационное "зв:а- вания на извлечение е при флотации чение е касситерита [16]растворенным воздухом [39]Рис. 7. Влияние концентрации С жир- Рис. 8. Влияние времени т перемеши- ной кислоты на флотационное "зв:а- вания на извлечение е при флотации чение е касситерита [16]растворенным воздухом [39]
6；частей/м/1н
6；частей/м/1н
Рис. 7. Влияние концентрации С жир- Рис. 8. Влияние времени т перемеши- ной кислоты на флотационное "зв:а- вания на извлечение е при флотации чение е касситерита [16]растворенным воздухом [39]
Рис. 7. Влияние концентрации С жир- Рис. 8. Влияние времени т перемеши- ной кислоты на флотационное "зв:а- вания на извлечение е при флотации чение е касситерита [16]растворенным воздухом [39]
вместимостью 1500 см3 и мини-сатуратора вместимостью 10-2 м3. Кружка, имеющая коническое дно с дренажем (отводная труба) и двумя боковыми точками отбора пробы, была оборудована электромешалкой, имеющей постоянную скорость, большую для внутреннего перемешивания и малую, если необходимо создать флокуляцию. Вода, насыщенная воздухом от компрессора при давлении в сатураторе около 500 кПа, вводилась в основной аппарат через насадку. Масло жирных кислот (Акиптол ГА-1) было использовано в качестве собирателя в экспериментах.
Исследуемыми параметрами были: время и интенсивность перемешивания, флотационное извлечение, концентрация жирной кислоты, плотность пульпы и время флотации. Были получены следующие результаты: при степени оборота 25% извлечение кальцита достигалось более 75%. Плотность исследуемой пульпы составляла 1——2%. При частоте перемешивания 200 мин-1 и времени кондиционирования 240 с, расходе собирателя 10 частей/млн (для 8,4 г кальцита) было получено извлечение более 30% (для более крупного класса достаточно 2 части/млн). На рис. 7 и 8 показаны некоторые из этих результатов.
Следует подчеркнуть [43], что на флотацию неметалличеС' ких минералов обычно влияет присутствие тонких минеральных частиц, одна из проблем ——избыточный расход реагентов. Это является следствием того, что характеристики используемого собирателя песпецифичны и дополнительно влияют шламовые покрытия. Поверхностные и электрохимические свойства тонких частиц также отличаются от тех же же свойств того же, 50
но более крупного материала. Как известно [3], тонкие частицы имеют высокую удельную поверхностную энергию, которая влияет па поведение различным путем, например, увеличивая растворимость. Большинство солевых минералов обычно растворяется с тем, что их ионы подвергаются различным реакциям гидролиза и комплексообразования. Например, кальцит принимает участие почти в десяти реакциях, когда растворяется в воде.
Вышеприведенные предварительные результаты были рассмотрены как многообещающие и эксперименты в этой области продолжаются для исследования возможностей этой флотационной технологии (а также электрофлотации) для селективной сепарации карбонатных минералов. Также проводятся параллельные работы по измерению дзета-потенциала, угла контакта и изучению адсорбции реагентов.
Электролитическая флотация. Основы. Первое зарегистрированное использование флотации (для обогащения золота) было в древней Греции. Первым человеком, применившим электролиз для обработки сточных вод, был Вебстер, построивший в 1887 г. установку для очистки сточных вод Лондона. Другие авторы отдают первенство Элмору в 1904 г.
Общепринятая флотационная технология и оборудование не в состоянии обеспечить наиболее полную утилизацию сырой руды. Промышленная практика показала [44], что главные потери ценных компонентов (которые достигают 20%) происходят из-за наличия тонких частиц. В горной промышленности даже небольшое увеличение выделения ценных минералов, уменьшение расхода реагентов или интенсификация процесса обогащения ——всегда большое и значительное достижение.
Несмотря на прогресс в области пенной флотации, проблемы экономической возможности (осуществимости) выделения тонких алмазов, например, из природных отложений ожидают разрешения. Так, кажущиеся новым направлением в обогащении минералов исследования по электролитической флотации (или электрофлотации) начались в СССР.
По существу, технология, состоящая из электролиза жидкой фазы пульпы, предшествовала флотации взвешенных частиц с помощью генерированных пузырьков кислорода или водорода. !
При использовании в качестве электролита растворов натрий——хлор или морской воды при определенной плотности тока происходила концентрация ионов хлора у анода. Электрическое поле возникло между катодом и анодом под действием проводимости суспензии.
Первоначально были исследованы [44] различные электро- сепарационные методы, но во многих случаях они были неэффективны, в частности для обработки гидрофобных минералов
с низкой электропроводностью. Эти трудности стимулировали ученых к поиску других технологий с применением электричества, к технологическому и экономическому улучшению процессов для обогащения редких металлов, алмазов и других ценных минералов. Таким путем были разработаны методы электрической флотации.
Различные методы, используемые для интенсификации флотационных процессов, были первоначально направлены на улучшение подготовки поверхности зерен и на создание более подходящих условий для закрепления минеральных частиц на воздушных пузырьках. В первом случае наличие оптимального реакционного процесса представляется основным. Решение второй проблемы основано на создании более совершенной аэрации пульпы непосредственно во флотационных камерах. В определенной степени метод электролитической флотации минералов обеспечивает решение обеих проблем. С ее помощью благодаря применению электролиза реализуется подготовка поверхности зерен флотируемых минералов к сцеплению с пузырьками и создаются более подходящие условия для минерализации пузырьков [43J.
В 1958 г. [46] были разработаны и опробованы следующие аппараты для электрофлотации для производства фруктовоягодных спиртных напитков, где была необходима быстрая очистка:
с горизонтально расположенным катодом, размещенным параллельно дну бака, и вертикально расположенным ано- дом;■W
с наклонными (параллельно дну) электродами. Их отличительная особенность—наличие внутриэлектродного пространства диафрагмы. Кислород отделяется, так как имеет малое значение в этой области производства;
многосекционные аппараты, где каждая секция представляет собой идентичную предшествующей камеру и флотация выполняется последовательным перемещением раствора из одной секции в другую.
В 1964 г. Рывкин и др. [44] применили метод для флотации минеральных руд. Особенности характеристик в этих опытах приписываются тому факту, что электролитическая подготовка пульпы была проведена непосредственно в камере пенной сепарации； пульпа смешивалась в камере с использованием обычного агитатора. В результате экспериментов было установлено, что скорость флотации минералов значительно увеличивается во время электролитических реакций.
Из обзора литературы можно сделать вывод, что большинство работ было проведено в лабораторном масштабе. Отмечена недостаточная надежность конструкции камеры для промышленной электрофлотации минералов.
Ссылка на первое математическое описание электрофлотации была дана Матовым [46], чтобы охарактеризовать скорость подъема водородных пузырьков в жидкости:
〃 =10047 (а 尸 р),
где А — атомная масса водорода; i ——плотность тока на катоде； а ——содержание водородных пузырьков в единице объема жидкости, %; F——число Фарадея; р — плотность водорода в пузырьке жидкости.
В выводе этой формулы исследователь условно принял, что образованные пузырьки движутся вверх по прямой линии и, более того, не принималось в расчет сопротивление пузырьку. Выведенное позднее уравнение [47] описывает кинетику сепарации тонких суспензий электролитическими газами и предложена процедура расчета оптимальных размеров оборудования для электролитической флотации с идеальным перемещением (т. е. с отсутствием градиента концентрации в горизонтальном сечении) и продуктивностью.
Известно, что в течение электролитической флотации происходит изменение pH раствора у электродов (которое незначительно, если электролит подвергается перемешиванию). Так как pH оказывает большое влияние на гидрофобные свойства минеральной поверхности и определяет диссоциацию собирателя и ионный состав пульпы, это местное действие pH является важным.
Идея использовать электрофлотационную камеру с расходуемыми анодами также упоминается в работе [48], где в камере специальной конструкции использовались специальные алюминиевые аноды. Наблюдалось электрохимическое растворение алюминия с образованием гидроксида алюминия, который способствует коагуляции при очистке сточной воды. Однако это ——дорогостоящий способ доставки реагентов в раствор.
Машина для электролитической флотации в минеральных процессах не только в лабораторных условиях описана в работе [49]. Показано, что это усовершенствованная машина дает более высокое обогащение по сравнению с обычной машиной «Механобр».
Были исследованы [50] изменения во флотационном поведении минералов в процессе электрохимической обработки флотационной пульпы. Эта обработка позволяет регулировать окислительно-восстановительный потенциал жидкой фазы в зависимости от типа электронной обработки и без химических добавок окислителей или восстановителей. Дана модель взаимодействия между сульфидными минералами и жидкой фазой при изменении потенциала воды.
Размер газовых пузырьков, генерированных во время электролитической флотации, был измерен [51] при изучении только
Рис. 9. Ячейка для электролитической флотации:
/ — слив； 2 — питание； 3 — разгружающий механизм； 4 — пенный продулг； 5 — электриды
водородных пузырьков. Большинство измеренных пузырьков имели диаметр от 20 до 90 мкм. При плотности тока 100 А/м2 и без добавок электролита был получен пузырек диаметром 50 мкм (после фотографирования). С увеличением плотности тока было замечено, что статистическое значение и дисперсия в экспериментальном распределении пузырьков по крупности уменьшается. Размер пузырька можно также регулировать в определенных пределах изменением диаметра проволоки применяемой сетки.
Электрофлотация при обработке сточных вод, Различные типы сточных вод были обработаны [52] в лаборатории для определения применимости процесса; рассмотрены некоторые операционные и конструктивные аспекты. Литературный обзор в форме таблицы с 22 источниками представлен в работе [53]; электрофлотационная технология применялась для разрушения и сепарации масляно-водной эмульсии с хорошими результатами.
На рис. 9 показана схема ячейки для электролитической флотации. Электроды расположены как можно ближе друг к другу. Трансформатор-выпрямитель также необходим.
Электролитическая флотация была применена [54] для типично окрашенного раствора, который трудно очищается осаждением. Плотность тока, проводимость раствора и внутренняя концентрация были взяты как переменные процесса. Информация о флотационных характеристиках, полученных из периодических опытов, сравнивалась с полученными в аппаратах непрерывного действия (рис. 10, 11). Утверждается, что метод в будущем может найти применение в операциях малого масштаба, включающих переработку трудных хвостов, из-за стоимости энергии (которая не везде составляет проблему).
^мг/Ам3^мг/Ам3процессе электрофлотации окр，ние“・ ного раствора [54]：1—3 — плотность тока соответственно 100; 200; 300 А/м?процессе электрофлотации окр，ние“・ ного раствора [54]：1—3 — плотность тока соответственно 100; 200; 300 А/м?Рис. 11. Сравнение электрофлогации (/) и эффективности осаждения (2) окрашенного раствора [54]Рис. 11. Сравнение электрофлогации (/) и эффективности осаждения (2) окрашенного раствора [54]
^мг/Ам3
^мг/Ам3
процессе электрофлотации окр，ние“・ ного раствора [54]：
1—3 — плотность тока соответственно 100; 200; 300 А/м?
процессе электрофлотации окр，ние“・ ного раствора [54]：
1—3 — плотность тока соответственно 100; 200; 300 А/м?
Рис. 11. Сравнение электрофлогации (/) и эффективности осаждения (2) окрашенного раствора [54]
Рис. 11. Сравнение электрофлогации (/) и эффективности осаждения (2) окрашенного раствора [54]
Весьма важно рассмотреть при флотации растворенным воздухом использование флокулянтов. Вследствие неотъемлемого увеличения текущих расходов их использование в электролитической флотации зависит от оптимизации процесса, так как он часто успешно работает и без их добавки. Установлено, что при добавлении флокулянтов может быть уменьшено время удержания [53].
Градиент электрического поля между электродами, хотя и малого напряжения (около 10 В), способствует флотации суспензии материала с результатом, что очистка очень эффективна. Обычные сточные воды прежде не могли считаться подходящими для обработки флотацией вследствие трудностей растворения в них воздуха. Были проведены масштабные исследования с отношением площадей поверхности 0,017:0,36 м2 [52]. Установлено, что концентрация твердого изменяется в соответствии с уравнением первого порядка.
Относительное количество газа, производимого при электролизе, является функцией плотности тока и солености раствора. Умеренно вентилируемая система включает риск некоторой утечки водорода из ячейки.
Быстрое увеличение в последние несколько десятилетий использования флотации для разделения твердое ——жидкое происходит по двум главным причинам:
способность действовать с более высокой скоростью, чем осаждение , и производить более чистые сточные воды;
способность производить более сухие илы — фактор, который часто исключает применение сгущения в схеме процесса [55].
5555
55
55
Рис. 12. Зависимость конечной концентрации С раствора п времени yup живания т от pH среды：/ — время т — функция рН;2 — концентрация С — функция pH： 3 — сравниваемые данныеРис. 12. Зависимость конечной концентрации С раствора п времени yup живания т от pH среды：/ — время т — функция рН;2 — концентрация С — функция pH： 3 — сравниваемые данныеРис. 13. Зависимость концентрации С от времени т флотации:/ ~ морская вода (33%);2 — квасцы(100 мг/дм'1); Р — расход маслаРис. 13. Зависимость концентрации С от времени т флотации:/ ~ морская вода (33%);2 — квасцы(100 мг/дм'1); Р — расход масла
Рис. 12. Зависимость конечной концентрации С раствора п времени yup живания т от pH среды：
/ — время т — функция рН;2 — концентрация С — функция pH： 3 — сравниваемые данные
Рис. 12. Зависимость конечной концентрации С раствора п времени yup живания т от pH среды：
/ — время т — функция рН;2 — концентрация С — функция pH： 3 — сравниваемые данные
Рис. 13. Зависимость концентрации С от времени т флотации:
/ ~ морская вода (33%);2 — квасцы
(100 мг/дм'1); Р — расход масла
Рис. 13. Зависимость концентрации С от времени т флотации:
/ ~ морская вода (33%);2 — квасцы
(100 мг/дм'1); Р — расход масла
В работе [56] упоминается об использовании (частично) морской воды в качестве электролита. Значение pH ——важный параметр в этом способе переработки. Используемая биполярная электродная камера представляет особый интерес с точки зрения последних достижений с использованием технологии кипящего слоя (рис. 12, 13).
С горизонтальными электродами, разделенными ионообменной мембраной, наблюдалось, что один газ активирует процесс; в то время как другой действует как подавитель или просто способствует перемещению скоагулировэнного вещества. Была отмечена экономия электричества. В промышленном масштабе эти достижения могут быть достигнуты утилизацией разницы в площади поверхности между работающими электродами.
Было установлено [57], что при электролитической флотации скорость потока 0,28 м3/кс может быть достигнута на площади 1 м2. В этой публикации применяемая мощность составляет 2,16 МДж/м3 (в нашем случае 3,6), дающая стоимость операции 0,6 пенса на 1 м3 раствора. Замечено, что затрачиваемая мощность зависит от проводимости раствора.
Также утверждается [58], что имеется небольшое различие в других затратах, за исключением текущих, между системами электролитической флотации и флотации растворенным воздухом; установка для переработки потока порядка 5,55 мЗ/кс 56
легкофлотируемого материала стоит от 12 до 18 тыс. фунтов стерлингов.
Другие исследования, касающиеся главным образом улучшения конструкционных аспектов, включают кинетику и гидродинамику электролитической флотации [59, 60]. В процессе обработки не происходит обхода потока, хотя имеется область мутной воды с конкурирующим способом. Режим потока преобладает возвратно-смешивающий. Проблема, встречающаяся в технологии,——коррозия анода, особенно в присутствии хлоридов. В объеме этой работы материал, используемый для электролитической камеры, нержавеющая сталь, электроды ——горизонтально расположенные, верхний обычно перфорированный. Также были использованы другие материалы и конструкции [45].
До того как был разработан эффективный процесс электролитической флотации необходимо было найти материал для долгоживущих электродов с адекватными механическими и электрическими свойствами.
Основное требование к электродам―■ выделение очень тонких пузырьков, к тому же они должны удовлетворять ряду практических критериев： а) коррозионная устойчивость электрода; б) избежание образования окалины; в) возможность работать даже при высокой плотности тока; г) отсутствие нежелательных газовых продуктов.
Использование камер с расходуемыми анодами представляет интерес, так как их медленное растворение способствует постоянному вводу солей в систему. Алюминиевые и углеродные электроды, например, были предложены [61] в порядке устранения временной твердости; железные электроды применяют в том случае, если вода содержит сульфиды； цинковые ионы — для уничтожения бактерий и микробов； свинцовые или цинковые электроды дают добавочный вес сфлокулированным частицам и большую скорость осаждения. Может быть использована комбинация электродов для снабжения специфическими ионами, необходимыми для обработки составляющих, присутствующих в загрязненной хвостовой воде. Две стадии электролиза преобладают в этих условиях, второй из установленных электродов в камере должен быть инертным для достижения флотационного действия. Этот принцип используется также японской компанией.
Проведенные компанией «Электрисити Коунсил» [62] опыты с использованием 0,1 %-го раствора натрийхлорида позволили сделать заключение, что электроды из нержавеющей стали, титана и железа, короткоживущи, а сплав из 16% Si и 84% Fe жизнеспособен в течение 28 сут при различных условиях, платинированный и покрытый диоксидом свинца титан может работать и после 2 лет эксплуатации.
Аноды из благородного металла, такие, как платинированный титан, разрушаются при низком приводном напряжении, особенно в присутствии ионов хлора, в то время как титановое основание разрушается, покрываясь порами или неизолированными площадками. Обычно анод способен работать при повышенном напряжении (до 30 В), особенно в воде с низкой проводимостью. Известно об использовании анода, содержащего тонкую проволоку из платины и 10% иридия, покрывающую основу из колумбия [63]. Экспериментально установлено, что основа из колумбия остается стабильной в морской воде при напряжении до 90В и скорость коррозии проволоки составляет 2,54 мкм в год при применяемой плотности тока.
Описанные области применения электролитической флотации для обработки растворов, разработанные одним из авторов в Университете Ньюкасла (Великобритания), привели к следующим выводам:
L Электроды должны покрывать по возможности всю площадь поверхности флотационной камеры, таким образом достигается однородное перемешивание между раствором и газовыми пузырьками.
Большое количество очень маленьких пузырьков образуется с минимальной турбуленцией, в результате чего достигается очистка раствора, что не подходит для флотации. Во время электролиза щелочность может устанавливаться на катоде и фосфор совместно с флокулянтом (гидроксидом магния) мо~ жет осаждаться; фосфор ——одна из проблем в морских растворах (магний присутствует в морской воде).
Предварительная коагуляция происходит без добавки химикатов в суспензию, в которой группируются вместе положительные и отрицательные частицы. Водород и кислород, выделенные в электрически возбужденных условиях, соответственно восстанавливают и окисляют содержащееся вещество. Благодаря образованию субстанций (например, атомарный кислород, ионы СЮ- и т. д.) с бактерицидными свойствами, наблюдается заметное снижение биологической потребности кислорода раствора.
Производство газа, время нахождения и другие условия могут быть быстро проверены и легко контролируются. Оборудование надежно и безопасно в эксплуатации, так как используется только низкое напряжение. Не используются насосы высокого давления, сосуды для обработки давлением и другие сложные механизмы, а также минимальны движущиеся части.
Электрофлотация при обработке тонкого продукта. В обзорной работе [64] рассмотрены основные принципы элект политической флотации и ее перспективы в обогащении. В ней констатируется, что будущая роль метода в обогащении полезных ископаемых еще не ясна и он лучше подходит для флотации 58
растворов. Обычно многие горные предприятия имеют собственные проблемы со сточными водами, строительство хвосто- хранилищ дорого и т. д.
Ссылка была дана на такие различные минералы, исследованные при испытаниях, как барит, касситерит, халькопирит, хромит, глины, медные сульфиды, алмазы, галенит, золото, лимонит, манганит, молибденит, монтмориллонит, фосфорит, псиломелан, пирит, пиролюзит, кварц, сфалерит и сульфиды.
Измельченный касситерит (7——50 мкм) был разделен [65] опытным путем. Оптимальные условия предусматривают плотность тока 400 А/м2.
Показано, что выделение марганцевых минералов электролитической флотацией значительно увеличивается при уменьшении крупности частиц [66]; наилучшие результаты были получены при минимальной крупности 4——10 мкм. Влияние выделенных электролизом газов на флотационные свойства пирита и касситерита исследовали [67], измеряя угол смачивания (контакта) и время индукции. Минеральная поверхность под действием разных газов может активироваться или депрессиро- ваться.
В публикации [68] с обширной информацией по разным направлениям селективной сепарации тонких частиц (пириты, манганиты, алмазы) утверждается, что по сравнению с обычной флотацией электролитическая флотация требует дополнительного расхода энергии, необходимой для электролиза водной части пульпы. В большинстве случаев эти потери компенсируются следующим:
снижением или полным исключением расхода собирателя; увеличением степени флотации;
лучшим качеством концентрата;
утилизацией сырых материалов, которые не могут быть обогащены другими существующими процессами;
возможностью полной утилизации сырого материала.
Во время процесса электролитической флотации в составе флотационных реагентов могут происходить определенные изменения вследствие окислительно-восстановительных реакций на электродах. Поэтому в непрерывном промышленном цикле необходима периодическая коррекция концентрации реагентов [691，
Наши экспериментальные исследования были проведены на чистых природном доломите, магнезите и их смеси. Некоторые из первых результатов опубликованы [70]. Две лабораторные камеры были опробованы. Первая ——простой лабораторный стакан (вместимостью 1 л, высотой 145 мм), помещенный на магнитную мешалку для перемешивания. Его верхняя часть была изменена для удаления пены. Пара электродов, выполненных из перфорированной пластины из нержавеющей стали, бы-
Рис. 14. Влияние плотности р пульпы на извлечение е частиц различной крупности [70]:
/ ——―45 + 10 мкм： 2 — —75+45 мкм; 3 — —125+75 мкм
ла расположена горизонтально на высоте 25 мм от дна (над вращающимся магнитом), покрывая всю площадь поверхности на расстоянии друг от друга (межэлектродное пространство) 5,5 мм.
Второй аппарат представлял собой модифицированную конструкцию типа Халлимонда с электродами в месте пористого диффузора. Преимущество его перед первым заключается в тщательном и легком собирании концентрата без пены и меньшем количестве обрабатываемого материала (около 1/3). Опыты показали, что обе камеры работают эффективно, давая аналогичные результаты.
Однако была необходима осторожность, чтобы избежать механического переноса тонких частиц на поверхность вследствие перемешивания из-за их малой массы и момента; позже высота трубки Халлимонда была увеличена по этой причине. Замечено, что альтернативное объяснение флотационного поведения . ультратонких частиц, предложенное в работе [71], основано целиком на гипотезе механического обогащения.
Параметры, исследованные в экспериментах,——извлечение минерала, концентрация собирателя (жирная кислота), время перемешивания, продолжительность флотации, плотность пульпы, добавка электролита, изменение pH, плотность тока, наличие модификаторов (лимонная кислота, карбокси метил целлюлоза, метафосфат и силикат натрия) и диапазон крупности частиц. Усилия были ориентированы на селективное выделение карбонатов электролитической флотацией.
Некоторые результаты для доломита показаны на рис. 14 и 15. Наблюдалось уменьшение извлечения е от плотности пульпы р в области 1,7% твердого (в лабораторном стакане) при классе крупности ——45+ 10 мкм. Это было возможной причиной опробования электролиза в обычной камере [44].
При плотности тока i около 100 А/м2 (обычно практикуется при обработке растворов) было получено извлечение более 90%. Конечно, увеличение плотности тока приводит к одновременному увеличению эксплуатационных расходов процесса. Поэтому необходима оптимизация процесса; с увеличением плотности тока не только увеличивается число полученных пузырьков воздуха (как рассчитано теоретически), но и уменьшается их размер [51].
Рис. 15. Влияние плотности тока i наизвлечение е тонких доломитовых ча-стиц [70]:
1 — кружка； 2 — трубка Халлимонда
е,%е,%Для электролитической камеры обычно необходима определенная степень проводимости. В этом случае 0,5 н раствор гидроксида натрия добавляется в качестве электролита. Другие оптимальные условия для доломита: время перемешивания с собирателем (20 частей/млн) для тонкой фракции ——300 с, электролиз ——300 с, флотация ——300 с. В измененных опытах было показано, что карбоксиметил целлюлоза и, в меньшей степени, метафосфат натрия действуют как подавители, в то время как силикат натрия активирует доломит.
е,%
е,%
В области pH 4,5——7 извлечение электролитической флотацией было скорее низким, в то время как при поднятии pH до 9,5 оно увеличивалось. Из инфракрасных спектроскопических (ИК-спектрографии) исследований [72] было найдено, что механизм адсорбции жирной кислоты при низких значениях pH преобладающе физический, в то время в естественной и основной pH — химический. Этот аспект был исследован в работе [73]. Хемосорбция, как известно, увеличивает флотационное извлечение тонких частиц.
Это может быть объяснено одной или несколькими из следующих причин:
избирательное химическое взаимодействие между ионом или молекулой собирателя и катионом металла, расположенным на поверхности минерала, поддерживает селективность даже при тонких размерах;
из-за большой свободной энергии адсорбции в хемосорбцион- ной системе остаточная концентрация собирателя в растворе понижается, что выражается в понижении расхода собирателя;
если адсорбция собирателя происходит с помощью обмена или адсорбции нейтральной молекулы, то электрический заряд на минерале понижается, приводя к лучшему извлечению тонких частиц;
уменьшение адсорбции собирателя на поверхности пузырьков способствует лучшему извлечению тонких минеральных частиц.
Хотя электролитическая и, частично, растворенным воздухом флотация созданы для обработки растворов, предполагается, что обе технологии заслуживают большего внимания для их применения в области обогащения тонкого минерального сырья.
Список литературы
Somasundaran, D, An overview of the ultra-fine problem, Chapter 1, this volume.
Fuerstenau, D. W,, Chander, S., and Abouzeld, A., Recovery of fine particles by physical separation methods, in Beneficiation of Mineral Fines — Problems and Research Needs, (eds.) P. Somasundaran and N. Arbiter, AIME, Ann Arbor, p. 3, 1979.
Fuerstenau, D. W., Fine particle flotation in Fine Particles Processing, (ed.) P. Somasundaran, SME/AIME, N. York, p. 669, 1980.
Trahar, W.几 and Warren, L.丄，The flotability of very fine particles a review, Int. J. Miner. Process., 3, 103, 1976,
Trahar, W.几 A rational interpretation of the role of particle size in flotation, Int. J. Miner. Process., 8, 289, 1981,
Rulev, M M, Theoretical substantiation of experimentally established laws governing the flotation of small particles, Koll. Zh. 40, 6, 1202, 1978, (Transl.),.
Sastry, K・ V. S., Flotation of mineral fines, as in reference 2, p. 283.
Klassen, V. /., and Morousov, V. 4, An Introduction to the Theory of Flotation, Butterworths, London, p. 123, 113 and 412, 1963, (Transl.).
Fukui, Y., and Yuu, S., Collection of submicron particles in electro-flotation, Chem, Eng. Sci., 35, 1097, 1980.
DeVivo, D. G.f and Karger, B. L., Studies in the flotation of colloidal particulates. Effects of aggregation in the flotation process, Sep. Sei,, 5 (2), 145, 1970.
Sebbat F., Ion Flotation, Elsevier, N. York, 1962.
Lemlich, R., Adsorptive Bubble Separation Techniques, Academic Press, N. York, 1972.
Zouboulis, A. I., and Mails,及 4, Ion flotation in environmental technology, 3rd Int. Symp. Envir. Pollution and its Impact on Life in the Mediterranean Region, MESAEP, Istanbul, Sept., 1985.
Mat is, K・ 4, and Zouboulis, A. /., Separation of chromium by flotation techniques, 5th Int. Conf, on Heavy Metals in the Environment, CEP Consultants (Edinburgh), Athens, Sept., 1985.
Mails, K・ 4, Stalldis, G. A., and Zouboulis, A. I., Flotation of arsenic from dilute solutions, 10th Nat. Symp. Chem., Patra, Dec., 1985, (Gr).
Matis, K・ 4, Stalidis, G. 4, and Zouboulis, A. I., Flotation techniques for the separation of trace pollutants, 5th Eurpo. Conf. Envir. Pollution, EPRI (Canada), Amsterdam, June, 1984.
62
Malis, К 4, The removal of organic entrainment in copper solvent extraction by flotation, Chim, Chron.— New Ser., 10, 93, 1981.
Mails, ^. 4, Flotation techniques in effluent treatment, Chim. Chron. (Gen. Edit,), 44, 5, 54, 1979, (Gr.) (Chem. Abstr. 92: 27936 w).
Matts, ^. A., Flotation and its application in industrial wastes treatment, Chim. Chron. (Gen. Edit.), 46, 3, 27, 1981, (Gr.) (Chem. Abstr. 95: 208948]).
Vrablik, £. R., Fundamental principles of dissolved-air flotation of industrial wastes, Proc. 14th Industrial Waste Conf., Purdue Univ. 743, 1959.
Bratby,丄，and Marais, G. V. R., Saturator performance in dissolved- air (pressure) flotation, Wat. Res., 9, 929, 1975.
Hemming, M. L., The development of a flotation process based on Henry's law, IChcmE Symp. on the Application of Chemical Engineering to the Treatment of Sewage and Industrial Liquid Effluents, York. Symp. Ser. No. 41, 1975.
Water Res. Ass., Laboratory flotation apparatus, Technical Inquiry Report No. 296, Medmenham, 1973.
Maddock,丄 L, Research experience in the thickening of activated sludge by dissolved-air flotation, Wat. Res. Centre Conf, on Flotation for Water and Waste Treatment, Felixstowe, UK, 1976.
Ettelt, G. A., Activated sludge thickening by dissolved-air flotation, Ind. Waste Conf., Purdue Univ. 210, 1964.
Hyde, R. A., Water clarification by flotation-4, Wat. Res. Centre Techn. Rep. 13, Stevenage, Nov. 1975.
Childs, R., and Rees, A.丄，Operational experience with the 2,300 m3/ day pilot plant of the Essex Water Company, as in reference 24.
American Petroleum Institute, Manual on Disposal of Refinery Wastes—Volume on Liquid Wastes, USA, 1969.
Rovel, J. M., Experiences with dissoved-air flotation for industrial effluent treatment, as in reference 24.
Clarke, A. M, and Wilson, D.几 Foam Flotation — Theory and Applications, Marcel Dekker, N. York, 1983.
Thomson, S.丄， Data improves, separator design, Hydrocarbon Proces. Oct., 81, 1973.
Gregory, R., A cost comparison between dissolved-air flotation and alternative clarification processes, as in reference 24.
Richardson, A. S., and Jensen, W. P, Energy oriented study of industrial flotation systems, Idaho Energy Research and Development Administration, Tree— 1159, Aug., 1977.
Garder, N. A., Flotation processes, as in reference 22.
Hopwood, A. R, The recovery of proteins and fats from waste-water during effluent treatment by physico-chemical processes, as in reference 22.
Bratby, /., and Marais, G. К R, Flotation in Solid/Liquid Separation Equipment Scale-up, (ed.) D. B. Purchas, Uplands Press, Croydon, p. 155, 1977.
Shimoiizaka, J. and Matsuoka, /., Applicability of air — dissolved flo-
tation for separation of ultrafine mineral particles, XIV Int. Miner. Process. Cong,, Toronto, Oct., 1982.
Gochin, R. /., and Solari, J. A, Dissolved-air flotation for recovery of fine cassiterite, Trans. Instn. Min. Metall., 92, C52, 1983.
Dissertation results, 1983.
Matis, K. A., Balabanidis, Th. M, and Gallios, G P., A study of floatability of calcite, 9th Nat. Symp. Chem., Athens, Nov., 1984, (Gr.).
Sorensen, E., On the adsorption of some anionic collectors on fluoride minerals, J. Coll, and Interface Sci., 45, 601, 1973.
Hanna, H. S, and Somasundaran, P., Flotation of salt-type minerals, in Flotation — A. M. Gaudin Memorial Volume, (ed.) M. C. Fuerstenau, SME/ AIME, N. York, p. 197, 1976.
Meloy, T. P., The treatment of fine particles during flotation, in Froth Flotation, 50th Annivers. vol., SME. AIME, N. York, p. 247, 1962.
Mamakov, A. 4, and Avvakumov, M. I., Flotation of minerals by elec- tochemical reactions, Elektronnaya Obrabotka Materialov (Transl. as Appl.， Electr. Phenomena), 5, 54, 1968.
Matis, K. A” Electroflotation and its application to the treatment of industrial effluents, Techn. Chron.— Scient. Edit. (Chem. Eng.), 4, 19, 1979, (Gr)
Mamakov, A. 4, Electroflotation clarification of grape liquor (Survey), Elektr. Obrab. Mater. (Transl.), 3, 78, 196&
Tyabin, ^. V., et 出.Design of ideal displacement reactors for the separation of fine suspensions by electrolytic gases, Teoret. Osnov. Khimich. Tekhnol. (Transl.), 13, 880, 1979.*
Matov, В. M., Consumable-anode electroflotation cell. Elektr, Obrab. Mater, (Transl.), 4, 94, 1966.
Mamakov, 4 4, and Avvakumov, M. /., Improved electroflotation1 machine, ibid., 2, 78, 1969.
Shafeyev, R. S, et 出.，Electric treatment in the flotation process, ibid., I, 44, 1971.
Mat is, K. 4, Bubble measurements in electrolytic flotation (short paper), Chim. Chron.— New. Ser., 9, 71, 1980.
Matis, K. 4, Electrolytic flotation in industrial effluent treatment, (a) ibid., 11, 159, 1982; (b) Balkan Chem. Days Conf.t Athens, p. 81, 1980.
Matis, K. 4, and Backhurst, J. R., Laboratory studies of electrolytic flotation as a separation technique, in Solid-Liquid Separation, (ed.) J. Gregory, Ellis Horwood, London, p. 29, 1984.
Backhurst, /. R. and Matis, K. A., Electrolytic flotation in effluent treatment, J. Chem. Tech. Biotechnol., 31, 431, 1981.
Matis, K. 4, and Zouboulis, A. /., Sedimentation in environmental pollution control, 8th Nat. Symp. Chem., Athens, p. 730, 1983, (Gr.).
Matis, K. 4, Treatment of industrial liquid wastes by electroflotation, Wat. Pollut. Control 79, 136, 1980.
Barrett, F., The electroflotation of organic wastes, Soc. Chem. Ind./ Inst. Met. Finish, Symp. on the Electrolytic Treatment and Recovery of Industrial Wastes, April, 1975.
ICI Pollution Control Systems, Electroflotation, Brochure, 1975.
Mat is, K. 4, and Gallios, G. P., (a) Flotation techniques in environmental technology, 7th Nat. Symp. Chem., Yanena, p. 90, 1982, (Gr.); (b) Flotation applied in wastewater engineering, 2nd Int. Symp. Envir. Pollution and its Impact on Life in the Mediterranean Region, MESAEP, Crete, Sept., 1983.
Matts, K. A, Nonideal flow and its application to flotation, Chim. Chron — New Ser., 11, 51, 1982.
Armstrong, L. 8., Apparatus and process to treat waste water for pollution control and industrial reuse, U. S. Pat. 3, 664, 951, May 23, 1972.
Kuhn, A. T., Electroflotation — The technology and applications, Chem. Process., 6, 9 and 7, 5, 1974.
McKenna, Q. H., et。厶，Electrochemical Flotation Concept for Removing Oil from Water, Dept. Transp. US Coast, Proj. No. 4101, 1973.
Hogan, P” Kuhn, А. Л, and Wills, B. A., Electroflotation — review and future prospects in mineral separations, Camborne Sch. Mines J., 76 48, 1976.
Hogan, P., Kuhn, A. T., and Turner, J. F., Electroflotation studies ba- |sed on cassiterite ores, Trans. Instn. Min. Metall., 88, C83, 1979.“
I 66. Romanov, A. M., et a厶，On extraction of manganese from ores by |electroflotation, Elektr. Obrab. Mater, (Transl.), I, 54, 1973.
Glmbotsky. V. A, et aZ., The influence of electrolysis gases on the flotation properties of certain minerals, Elektr. Obrab. Mater. (TransL),' 6「46； 1973.
Glembotsky, У. A., et. aZ., Selective separation of fine mineral slimes using the method of electric flotation, Hth Int. Miner. Proces. Cong., Caglia- ry, 1975.
Maniakov, A. A., et aZ., A study of the products of electrochemical treatment of certain flotation reagents, Elektr. Obrab. Mater. (Transl.), 5, 73, 1974.
Stalidis, G. 4, Matis, K. A., and Gallios, G P., (a) Electrolytic flotation as a separation process, SCI meeting on Electrolytic' Bubbles, London, Sept, 1984; (b) Techn. Chron., to be published.'
Hemmings, С. E, An alternative viewpoint on flotation behaviour of ultrafine particles, Trans, Instn. Min. Metall., 89, CI13, 1980.
Peck, A. S, and Wadsworth, M, E., Infrared studies of oleic acid and sodium oleate adsorption on fluorite, barite and calcite, U. S. Bureau of Mines, RI 6202, 1963.
Predali, J.几 Adsorption des seis d'acides gras a ^interface solide li- quide et flotation des carbonates, Sciences de la Terre, Mem. 27, ENSG, Nancy, 1973.'
ОБОГАЩЕНИЕ МЕЛКИХ УГЛЕЙ — ДОСТИЖЕНИЯи возможности
Д. Е. Дженкинсон, Национальная угольная Ассоциация,Великобритания
Системы обогащения углей. Сухое обогащение. Хотя процессы сухого обогащения были первоначально разработаны для отделения крупнодробленого угля от сланца, были сделаны попытки применить их для обогащения тонких фракций, но до сих пор они не были успешными и не применялись в промышленном масштабе. С некоторым допущением можно утверждать, что обеспыливание обогащает уголь, хотя в основном эта работа заключается в поднятии с помощью восходящего потока воздуха самых тонких частиц из падающей массы. Действительно, воздушный поток способен поднять легкие тонкие частицы, содержащие больше угля, чем сланца. Обеспыливание применяли с умеренным успехом до середины 50-х годов, когда сырой уголь стал слишком влажным вследствие пылеподавле- ния при подземной добыче, чтобы успешно сепарироваться. Однако даже в ранний период обогащения углей тонкие частицы были трудным и дорогостоящим материалом для обогащения и извлечения и, если это было возможно, выводились из цикла обогащения угля.
Гравитационаня сепарация. Практически все промышленные процессы обогащения угля (за исключением пенной флотации) используют различия в относительной плотности чистого угля и сланца для эффективной сепарации. Первое оборудование для очистки угля представляло собой наклонный деревянный желоб, подобный описанному Агриколой [1]. Сырое питание (смесь угля и камня) подавалось на верхний конец с потоком воды. Более легкий чистый уголь выносился потоком воды в конец желоба и разгружался на сито, где уголь и вода разделялись. Более тяжелый сланец падал на дно желоба и скользил по нему, подходя к порогу. Он или оставался здесь и периодически вручную удалялся, или его пропускали в хвосты через насадки специальной конструкции, которые имели дополнительный восходящий поток воды для уменьшения потерь тонкого угля при разгрузке сланца. В угольной промышленности применяют промывные желоба разной конструкции, главные из которых Хойоис и Реолавер.
Отсадка. Были введены в употребление более эффективные процессы, с помощью которых можно было перерабатывать большие массь/ более крупного угля. Отсадочная машина Баум может перерабатывать до 100 т/ч сырого угля крупностью —75 мм в одном аппарате. Материал крупностью + 75 мм 66
Рис, 1. Типичная отсадочная машина Баум:
а — продольное сеченне; б — поперечное сечение； J — чистый уголь； 2 — пол; 3 - ■ воздушный ящик; 4 — промпродуктовый элеватор； 5 — вращающийся воздушный клапан. 6 — элеватор для сланца; 7 — воздушный ресивер; S — распылитель; 9 — подача сырого угля； /0— вода； И — регулируемая постель； 12 — сланцевая постель (регулируемые вход и слив)； 13 — спиральный конвейер; 14 — регулируемый шибер и заслонка； 15 ——воздушный кран;
16 -— автоматический контроль отходов； /7 — водный коллектор
выбирался вручную, что требовало больших затрат. Принципы отсадки мало изменились с тех пор. Аппараты стали больше и был построен усложненный автоматический механизм выделения сланца с компьютерным контролем. Типичный образец отсадочной машины Баум показан на рис. 1.
По существу, она состоит из нескольких U-образных отделений. На одной стороне U-образного отделения находится перфорированная пластина, а на другой ——перемычка с золотником (клапаном), который позволяет впускать и выпускать воздух с низким давлением 14——28 кПа с частотой 40——60 мин*1. Воздух заставляет воду пульсировать (вверх и вниз) через перфорированную пластину, на которой находятся уголь и сланец. Уголь и сланец расслаиваются соответственно их относительной плотности, т. е, более легкий чистый уголь наверх, а более тяжелый сланец ——ко дну. Расслоение угля и сланца увеличивается с помощью воды, текущей из одной камеры в следующую до тех пор, пока сепарация не станет полной. Чистый уголь стекает через разгрузочный конец с водой, подаваемой в процесс, а сланец удаляется через затопленный порог, который допускает выделение посредством различных автоматически контролируемых устройств.
Тонкие частицы размером менее 10 мм пропускаются через перфорированную пластину ко дну отсадочной машины, где
транспортируются с помощью архимедова винта к сланцевым элеваторам, расположенным у входного и выходного концов промывочной камеры. Современные отсадочные машины могут питаться углем крупнее 200 мм со всеми частицами до нулевого размера. Хорошие результаты получены при подаче крупного угля, эффективность падает с уменьшением крупности и очистка угля крупностью менее 1 мм действительно ниже. Отсадочные машины производительностью более 500 т/ч действуют в Национальной Угольной Ассоциации (NCB) (Великобритания) и США, где сырой уголь в основном чистый и крупный； производительность до 1000 т/ч достигается на осадочных машинах шириной 5 м.
Большие отсадочные машины в Великобритании потребляют до 2000 м3/ч воды. Это та вода, которая транспортирует расслоенные уголь и сланец через промывную коробку и пропускается через порог с чистым углем. Уголь и вода разделяются обычно на высокоскоростных вибрационных грохотах, снабженных проволочным ситом с отверстиями 0,5 мм. Тонкое твердое (мельче 0,5 мм) удаляется из этого большого объема воды, которая может быть повторно использована в процессе. Так как тонкий материал не должен обогащаться до некоторой степени отсадкой, во многих случаях требуется пропускать его через процесс сепарации тонкого угля.
Необходимость осветления воды. Все очистные системы, использующие воду в качестве сепарационной среды, имеют оптимальную концентрацию твердого, соответствующую максимальной эффективности. Промышленная вода при прохождении через желоб или отсадочную машину загрязняется тонкнмн частицами угля и сланца, и для хорошей работы необходимо удалять из нее твердые частицы до контролируемого содержания. Когда мокрые системы очистки были впервые внедрены, стало возможно получать промышленную воду в хороших условиях с постоянным отцеживанием в пруды маленького объема очень тонкой пульпы. В 1920-х годах это количественно составляло 2——3% от поступления на фабрику. Введение механических способов добычи привело к повышению содержания тонкого продукта крупностью менее 0,5 мм, и в 1950-х годах их содержание увеличилось до 10%. С тех пор было установлено механическое управление, такое как конвейерное транспортирование товарного угля, подземные бункера, щековые дробилки, скиповые подъемники и поверхностные штабели, каждое из которых увеличивает содержание тонкого продукта таким образом, что в настоящее время углеобогатительные фабрики перерабатывают до 20% материала крупностью менее 0,5 мм. В настоящее время экономически нецелесообразно и нет необходимости с точки зрения охраны окружающей среды отстаивать в прудах 20% выходящего из фабрики материала. Системы переработки и 68
извлечения тонкого угля в настоящее время — неотъемлемая часть всех углеобогатительных предприятий.
Развитие флокуляции, Как установлено, необходимо посто- янное удаление тонких угольных частиц из промышленной воды «для достижения эффективной работы очистной системы. Если в выходящем из шахты питании содержание тонких частиц неве- дшко, то желательно с точки зрения экономики и обогащения спустить этот тонкий продукт в отстойный пруд. Однако, так как количество тонкого угля увеличивается и существует рынок Для мелкого угля, разработаны недорогие процессы для его извлечения. Максимально используют тонкие грохота и резерву* аРы гравитационного осаждения (шпицкастен). Такие системы подходят для извлечения зернистых частиц крупностью до 50° мкм, но имеются экономические ограничения по крупности снт, которые можно применять на промышленных предприятиях.
Обычно отстойники работают хорошо, если вода относительно чистая и с низким содержанием взвеси. Материал крупностью меньше 50 мкм очень труден для осаждения под действием естественных гравитационных сил.
Многие исследователи обращали внимание на эту проблему. В работах [2—4] показано, что скорость осаждения увеличива- ется при добавлении небольшого количества реагентов. Были испытаны следующие реагенты: известь, сульфат алюминия, серная кислота и различные гумми и крахмалы. Компания «Эм- лин Коллерис» в середине 1930-х годов имела трудности с местными речными властями вследствие загрязнения воды тон- кнм углем. Желоба были сделаны находящимся ниже по реке заводом, занимающимся покрытием металлов оловом, который обнаружил, что загрязненная вода является причиной дефектов на окончательной оловянной пластине. Самуэль (главный хи- мнк «Эмлин Коллерис») первый испытал флокуляцию с неорганическими солями — сульфатами алюминия и железа, хлори- д,амн кальция и цинка и известью. Так как «Эмлин Коллерис» общается с континентом, Самуэль узнал о работе Хенри в Бельгии, который использовал кипяченый крахмал. Кипяченый крахмал показал хорошие результаты в лабораторных условиях и умеренно хорошие в промышленных условиях в ограниченный период времени (но крахмал имеет тенденцию портиться). В связи с этим Самуэль занялся исследованием природных крахмалов и их стабилизацией. После трех лет исследований он разработал флокулянт на основе крахмала, который стал известен в промышленности как Унифлок.
Применение флокуляции. Первое промышленное применение системы извлечения топкого угля с помощью флокулянтов, ускоряющих осаждение очень тонкого материала, было на «Эмлин Коллерис» в 1936 г. '
Рис. 2. Цикл Баума с флокуляцией и вакуумным фильтрованием:Рис. 2. Цикл Баума с флокуляцией и вакуумным фильтрованием:Рис. 3. Зависимость между скоростью осаждения и, концентрацией К (в % на 1 ед. объема) и временем старения т (в часах)Рис. 3. Зависимость между скоростью осаждения и, концентрацией К (в % на 1 ед. объема) и временем старения т (в часах)/ — осадительный конус; 2 — отсадочная машина Баум; 3 — зумпф Баума; 4 — пульповый грохот; 5 — вакуум-фильтр; 6 — зумпф осветленной воды
Рис. 2. Цикл Баума с флокуляцией и вакуумным фильтрованием:
Рис. 2. Цикл Баума с флокуляцией и вакуумным фильтрованием:
Рис. 3. Зависимость между скоростью осаждения и, концентрацией К (в % на 1 ед. объема) и временем старения т (в часах)
Рис. 3. Зависимость между скоростью осаждения и, концентрацией К (в % на 1 ед. объема) и временем старения т (в часах)
Установка состояла из сгустителя диаметром 4,5 м и глубиной 3 м, в котором тонкая пульпа, содержащая около 100 г/л твердого, смешивалась с небольшим количеством крахмального реагента' (1 кг/т). Крахмал флокулировал ——агломерировал тонкие твердые частицы в суспензии и способствовал их очень быстрому осаждению в сгустителе. Чистая вода сливалась сверху по периферии, а загрязненная — возвращалась на фабрику для повторного использования. Концентрированная пульпа со , дна сгустителя пропускалась через вращающийся вакуумный фильтр, где обезвоживалась. Полученный фильтр-кек содержал 12% золы и 21 % воды. В то же время фильтр-кек не пользовался достаточным спросом и было решено делать брикеты для домашних печей. Главная проблема (речное загрязнение) была решена и новый процесс был определенно успешным. Известия об этом новом процессе дошли до других угольщиков, установки были опробованы на других горных компаниях, образовалась компания «Унифлок лимитед» для производства систем.
С тех пор было построено много фабрик, и часть из них работает по схеме с отсадочными столами Баум (рис. 2).
Многие из них продолжали бы работать и в настоящее время, если бы качество сырого угля оставалось таким же, как когда система была разработана. В настоящее время не встречается тонкий уголь, зольность которого обычно составляет 30——40%. Хотя некоторые углеобогатительные фабрики перерабатывают тонкие частицы и производят фильтр-кек, содержащий 30% золы, высокое содержание воды, ассоциированной с золой, чрезвычайно затрудняет его продажу, даже если он смешан в небольших количествах с высококалорийным топливом. В Шотландии высокозольный фильтр-кек, извлеченный с помощью флокуляции вместе с пульпой из прудов, потребляют 70
две электростанции в Барони и Мэтхилл, работающие на этих материалах в течение многих лет.
Флокулянты на основе крахмала, типа разработанных Самуэлем, продолжают оставаться основными реагентами в те- иение 30 лет, но были разработаны синтетические полимеры (акриламид и акриламины) и фактически все флокуляционные системы в настоящее^время используют эти полимеры с высокой молекулярной массой, так как они значительно лучше крахма- лов. В результате увеличивающейся зольности тонких углей и нх доли в добываемой массе, необходимо отделять тонкий уголь от тонких хвостов, и, поэтому, по существу, на всех глав- ннх углеобогатительных фабриках Национальной Угольной Ассоциации применяют в настоящее время пенную флотацию.
Современное состояние и перспективы применения флокуля- 4〃貝.Благодаря специальным условиям часть содержащегося тонкого угля извлекается с помощью флокуляции, но наиболее широко ее применяют для извлечения хвостов флотационного процесса. Большое количество (в некоторых случаях до 10% горной массы) может рассматриваться как хвосты. Высокозольные хвосты могут быть выделены из промышленной воды, которая требуется в основном процессе промывки. Хвосты необходимо сгущать до 400 г/л перед сбросом, чтобы должным образом сооружать хвостохранилища или последующим обезвоживанием в фильтр-прессах, центрифугах или ленточных фильтрах. Флокулянты с высокой молекулярной массой (до 15-106) оиень эффективны, эффективность изменяется в широких преде- лах для различных сланцев. Однако, чтобы работа их была максимально эффективной, они должны быть диспергированы, перемешаны и выдержаны в течение 2 ч до использования' В работе [5] приведены обширные исследования на эту тему, в результате которых были разработаны полностью автоматизированные системы для перемешивания и выдержки. Из рис. 3 видно, что для достижения максимальной эффективности этих реагентов очень важными факторами являются концентрация и время выдержки.
Продолжаются исследования по возможному использованию флокулянтов для селективного отделения угля от сланцев. В работе [6] показано, что такое разделение возможно. Проб- лема, которую нужно решить до того, как процесс станет полностью промышленным, — как разделить недорого две фазы. Обычно тонкий уголь флокулируется, а тонкие глины остаются в суспензии.
Синтетические флокулянты могут также облегчить процесс пенной флотации. Так как относительно большое количество флокулянтов используется для «кондиционирования» хвостов перен обезвоживанием на центрифугах и ленточных фильтрах, существует опасность попадания избытка флокулянта в воду；
питающую процесс пенной флотации. Работы, проведенные в Великобритании и Германии, показали, что избыток флокулянта может быть причиной совместной флокуляции и флотации тонкой глины с углем, в результате чего будут получаться более высокозольные продукты и возникнут трудности с последующим обезвоживанием. Однако такие проблемы могут быть уменьшены до минимума, если внимательно следить за тем, чтобы первичная дозировка была правильной, предотвращая таким образом вынос избытка реагента.
Пенна凡 флотация наиболее широко применяемый метод очистки тонких углей крупностью менее 0,5 мм. Он был разработан для обогащения минералов, таких как медные, свинцовые, цинковые и т. д., и был внедрен для подготовки угля в 1930-х годах. Пенная флотация основана на разнице в поверхностных свойствах угля и сланца и на том, что эти различия можно изменять, добавляя различные реагенты (вспениватели и собиратели). Вспениватели способствуют производству стабильной пены, которая поддерживает тонкие угольные частицы, покрытые собирателем. Они могут прилипать к тонким воздушным пузырькам и подниматься в виде пены. Угольные частицы гид- рофобны, т. е. отталкивают воду, а сланец гидрофилен.
Для пенной флотации произведено много типов машин, но все они имеют одну цель ——получение тонких воздушных пузырьков и обеспечение тесного контакта между пузырьками и твердыми частицами в суспензии. Уголь всплывает с пузырьками на поверхность в виде пены и выгружается. Тонкий сланец остается в суспензии и выпускается из флотационной машины в качестве хвостов.
Одна из наиболее ранних флотационных машин, используемых для обогащения угля, была машина фирмы «Элмор вакуум систем». Она производит тонкие пузырьки, требуемые для флотации, из растворенного воздуха в пульпе посредством вакуума. Пенный продукт выводится из машины через барометрическое колено. Наиболее распространенная флотационная машина в настоящее время — Суб-Аэрационного типа (рис. 4).
Высокопроизводительная флотационная камера имеет объем до 13 м3 и представляет собой металлический резервуар кубической формы, в котором установлены импеллер и диффузорная пластина. Вертикальный вал привода импеллера полый, что позволяет воздуху втягиваться в импеллер, где он разбивается на мелкие пузырьки. Пульпа предварительно перемешивается с реагентом и воздух начинает однородно смешиваться с тонкими частицами в суспензии. Частицы, покрытые реагентом, поднимаются к поверхности и разгружаются. Наиболее легкофлоти- руемый уголь извлекается в первой камере, пульпа пропускается в следующую камеру и так до шестой (в каждой камере извлекается уголь). Со временем пульпа достигает последней
Рис. 4. Суб-аэрационная флотационная камера:
/ — питание; 2 — полый вал; 3 — I ребок для удаления Пеиы； 4 — Призод импеллера; 5 — воздух； 6 — электродвигатель; 7—контроль уровня； 8 — сливной короб; 9 — Порот (по» держ1[ваегся регулирземым стержнем, который здесь не показан); 10—выпуск камерного продукта; // — импеллер; 12 — камерный продукт; /3 — уголь и воздушные пузырь ки
камеры, все что из нее выходит ——тонкие глинистые хвосты, которые поступают в сгуститель для осаждения. Очищенная вода возвращается на фабрику, а сгущенные хвосты сбрасываются непосредственно в пруд.
Пенный процесс в настоящее время ——неотъемлемая часть каждой новой углеобогатительной фабрики и вследствие высокой доли мелочи в добываемой массе разработана секция переработки мелочи, перерабатывающая до 20% поступающего сырого угля. Это также обширная часть фабрики как по капитальным, так и по текущим затратам. Стоимость секции для переработки угля крупностью менее 0,5 мм в 5 раз выше стоимости секции для более крупного угля.
Многостадиальную флотацию применяют для производства очень низкозольных углей (некоторые с содержанием золы менее 1 %), которые используют для получения электродного кокса. Пенная флотация также применяется для сепарации низкозольных углей, которые используются в угольно-водных смесях.
Один из главных недостатков процесса заключается в том, что пириты вследствие схожести поверхностных свойств с углем стремятся подняться в пеппый продукт, поэтому стандартные флотационные машины не способны уменьшить содержание се-
F,Kr/(^
Рис. 5. Показатели вакуумного фильтрования: а — зависимость влажности осадка з от показателя качества Q, (коэффициент корреляции 0,93); б ~ зависимость производительности фильтра 尸 от показателя качества Q, (коэффициент корреляции 0,92)
ры в конечном продукте. Постоянно проводятся исследования по поиску путей и способов подавления пиритов с помощью изменения поверхностной химии пиритных частиц. Новой разработкой исследователей в Сток Политехник является включение воздействия микробов, которые, как замечено, могут изменять поверхностные свойства пирита и делать их менее способными к флотации.
Обезвоживание пенных концентратов. После обогащения угольные концентраты необходимо обезвоживать, так как их влажность достигает 70%. Наиболее обычное обезвоживающее оборудование ——вакуумные фильтры； имеется ряд различного оборудования, применяющего этот принцип. Вращающиеся барабанные вакуумные фильтры широко используются Национальной Угольной Ассоциацией (NCB), некоторые из них имеют нейлоновые ленты, которые позволяют удалять весь осадок фильтрования, а фильтровальная ткань легко отмывается после нескольких оборотов.
Конечная влажность продукта зависит от ряда факторов, главный из которых — распределение по крупности пенного концентрата, в частности содержание класса —50 мкм. Важно также поддерживать максимальное возможное содержание твердого в питании, так как это способствует высокому извлечению. В работе [7] показано, как можно прогнозировать показатели работы вакуум-фильтров по известным характеристикам питания. На рис. 5 по оси абсцисс отложены концентрация пульпы, а также качество и количество класса ——63 мкм в питании. Эта эмпирическая зависимость наблюдалась при подробных исследованиях промышленных фильтровальных установок в NCB. Было получено среднее содержание влаги 22——26%.
Более низкая влажность была получена пропусканием перегретого пара через осадок после первой стадии фильтрования. Пар уменьшает поверхностное натяжение захваченной порами осадка воды и способствует удалению добавочной воды под действием вакуума. В современных установках еще 4—6% влаги удаляется таким способом.
Хотя дисковые фильтры используются в угольной промышленности, но так как они требуют большой удельной площади поверхности пола, их применение ограничено. Главная проблема заключается в том, чтобы поддерживать постоянный вакуум, для чего необходимо поддерживать полным резервуар с пульпой. Некоторое снижение уровня пульпы способствует затягиванию воздуха и вакуум теряется. Дисковые фильтры также нуждаются в тщательном обслуживании, в результате которого фильтр-ткань натягивается на сегмент. Свободная ткань колеблется при подаче воздуха; это не только мешает осадку попадать в сборную емкость, но и способствует более быстрому изнашиванию фильтр-ткани вследствие ее трения о скребок.
Для обезвоживания пенных концентратов применяют центрифуги различных типов. Триэлс (NCB) показал, что хотя они дают продукт с меньшей влажностью, чем вакуум-фильтры, они достигают этого сбрасыванием очень тонких частиц с концентратом. Вакуум-фильтры извлекают 99,5% питания, в то время как центрифуги в лучшем случае 96%. Их можно устанавливать на фабриках на плотном питании в цикле с вакуум- фильтрами и хотя небольшая доля возвращалась в процесс, водная система не имела суммарного влияния на водный цикл. Возвращение 4% или более очень тонких частиц в процесс водной системы приводит к отложению твердого, и на большинстве фабрик, где действуют центрифуги, обычно применяют вакуум-фильтры для очистки системы. В Германии, где центрифуги более распространены, чем в Великобритании, концентрат возвращают во вторую флотационную камеру для повторной очистки; полученную таким образом тонкую пену пропускают через вакуум-фильтр для очистки.
Усовершенствованные обезвоживающие с и- с т е м ы. Инженеры-углеобогатители заняты поисками способов обезвоживания после основного процесса обогащения тонкого угольного и сланцевого продуктов. Наиболее часто упоминается вакуумное фильтрование с перегретым паром, которое применялось в ограниченных пределах в Германии и короткое время в Великобритании. Метод был разработан и испытан в NCB фирмами《боарп, Эдвардс и Джонс лимитед». По существу, он состоит из обычного пластинчатого фильтр-пресса, но с широкими камерами (60 вместо 32 мм), на каждую из которых подается самостоятельно сжатый воздух. Пенный концентрат подается в камеры фильтра под давлением 455 кПа.
Плунжерный насос затем увеличивает давление до 630 кПа. Когда твердое фактически не может больше подаваться, насос останавливается и сжатый воздух поступает в каждую камеру, замещая воду, захваченную осадком. Через определенное время воздух отключается и камеры сепарации открываются, позволяя отделиться обезвоженному осадку. Первый промышленный образец в Парксайд Коллиери (Ланкашир) показал уменьшение содержания влаги на 8% по сравнению с обычным фильтрованием под вакуумом. Завод начал действовать на полную мощность в начале 1986 г.
Применение повышенного давления по сравнению с вакуум- ньтм для обезвоживания тонких материалов всегда было возможно при переработке минералов. Компания «Инглиш Чина Клэйс лимитед» разработала трубчатый пресс с высоким давлением для обезвоживания китайской глины. NCB проявила интерес к разработкам и через несколько лет построила небольшую пилотную установку на Дау Милл Коллиери для обезвоживания высокозольных ультратонких потоков. С точки зрения качества продукта машина была успешной, но были трудности с резиновыми мембранными трубами и было решено, что для угольных фабрик оборудование слишком дорого. Однако за время, прошедшее с момента этих испытаний, фирма улучшила конструкцию и увеличила индивидуальные модули фильтра. В настоящее время они успешно работают на《Рокс Воке》в Корнуолле.
Другие процессы обогащения тонкого угля. Хотя пенная . флотация в настоящее время во всем мире является основным процессом обогащения мелких углей, внимание ученых направлено на поиски альтернативных процессов, которые могут уда- 厶ять пириты и давать продукт с низким содержанием влаги.
Гравитационные процессы. Если пириты могут быть освобождены от угля и отделены от него, то их можно удалить в среде с повышенной плотностью, так как относительная плотность пирита составляет 4500, а угля 1300 кг/м3. Хотя водные циклоны и применяют в ограниченном масштабе для обработки материала крупностью —0,5 мм, их эффективность намного меньше, чем флотации. Но это не означает, что циклоны не могут быть рассмотрены для обработки и извлечения тонкого угля. Относительно низкая стоимость циклонов и их способность производить эффективную сепарацию по крупности в области малых размеров делают их идеальными в некоторых установках. Недавняя установка в NCB в комплекте с пенной флотацией принесла большой успех и прибыль. Вследствие ухудшения качества из-за увеличения содержания тонких глин, существующее оборудование пенной флотации и фильтрования не способно работать с полной нагрузкой, в результате чего тонкий продукт теряется с хвостами. Установлено новое обору- 76
дование, состоящее из шести циклонов Мозли диаметром 125 мм, которые эффективно обесшламливают питание флотационной фабрики. В результате мощность фабрики (в единицах выхода на один вакуумный фильтр) увеличилась на 30%, так как тонкий слив циклонов удаляется с хвостами без последующей обработки, то общая зольность падает еще на 73%. Другие установки на подобных линиях рассматриваются в связи с возможностью совместного использования циклонов диаметром 50 мм, чтобы отсечь сверхтонкий продукт.
Кроме того, используют другие гравитационные сепараторы, принцип действия которых основан на стесненном осаждении в восходящем потоке воды: аппарат для промывки тонкого угля (NCB— Херст) и гидроклассификатор. Оба эти аппарата достаточно эффективны для обогащения частиц крупностью от 3 мм до 100 мкм. В Южной Африке [8], где тонкий уголь практически не подвергается пенной флотации вследствие поверхностного окисления, тяжелосредные циклоны успешно применяют для обработки продукта крупностью до 1 мм. Трудность тяжелосредной сепарации тонких частиц заключается во влиянии вязкости среды на эффективность сепарации, и это имеет особенно большое значение при сепарации среды до очень высокой степени очистки в области немагнитных частиц. Для преодоления влияния вязкости американская компания применила органические тяжелые жидкости (такие, как фреоны) в процессе Ортиска. Эффективность сепарации была очень хорошей, но наблюдались трудности в отделении органической жидкости от тонких угля и сланца после сепарации. Продолжались работы по улучшению этого процесса и использованию циклонных сепараторов для обогащения очень мелких углей во фреон- ных жидкостях.
Масляная агломерация. Еще в 1920-х годах было известно, что масло селективно агломерирует уголь и не затрагивает тонкий сланец в суспензии. Процесс Трент был описан в работе [9]. После он стал известен как процесс Конвертол, а еще позднее (в Германии) как процесс Олифлок. Обычно до 15% топливного масла смешивают с тонкой угольно-сланцевой суспензией в воде. Уголь агломерируется, образует флокулы и отделяется различными способами от взвешенного сланца. Для осуществления процесса Конвертол применяют центрифуги, Олифлок ——грохота. Результаты обогащения очень хорошие с точки зрения выхода продукта и его качества, но расходы масла очень высоки, так как наилучшие результаты наблюдаются при его дозировке 12——15% по массе. Хотя утверждается, что весь объем масла в процессе извлекается с продуктом, и, таким образом, увеличивает калорийность продаваемого товарного продукта, процесс не был принят в Европе. Компания 《Шел коал» разработала свой процесс масляной агломерации (SPS),
Рнс. 6. Водный цикл Баума с пенной флотацией н фильтрованием под давлением:
7 — осадительный конус； 2 — отсадочная машина Баум; 3 — зумпф Баум; 4 — пульповый грохот; 5 — флотационная машина;
6 — вакуум-фильтр; 7 — сгуститель; 8 — фильтр-пресс; 9 — зумпф осветленной воды; 10 —■ зумпф питания флотации
который кроме обогащения мелких углей также формировал их в гранулы, что повышало их ценность. Исследования были продолжены в Индии, где онн были направлены на извлечение угля из низкокачественных промпродуктов. Основная особенность этого процесса — можно обогащать уголь крупностью менее 50 мкм, и, так как масло заменяет воду в тонких частицах, то в результате получают продукт с низким содержанием влаги. Процесс мало или совсем не влияет на содержание серы. Фактически, если применяется высокосерное масло, то продукт, в конечном счете, будет содержать больше серы, чем в исходном питании.
Складирование хвостов. При обогащении мелких углей в конце процесса удаляют тонкие частицы (хвосты). Так как они все имеют крупность менее 0,5 мм с обычным содержанием 50— 60% класса ——50 мкм, то материал чрезвычайно трудно и дорого сбрасывать. В процессе пенной флотации большая часть промышленной воды уходит вместе с хвостами, которые представляют собой суспензию, содержащую 40——50 г/л твердого (рис. 6). Разбавленные хвосты поступают в сгуститель, куда добавляется флокулянт, хвосты агломерируются и оседают на дно, давая максимальную концентрацию около 400——450 г/л. Чистая вода сливается через край сгустителя, собирается и возвращается на фабрику в качестве промышленной воды. Сгущенные хвосты удаляют различными путями.
Хвостохранилища. Специально оборудованные и контролируемые хвостохранилища очень эффективны для размещения большого количества сгущенных хвостов. Они также экономичны. Специалисты NCB направили свои усилия на конструирование хвостохранилищ и управление их работой. По мере наполнения хвостохранилищ их можно покрыть крупным промытым сланцем и поверхность рекультивировать.
Фильтр-прессы. При невозможности устроить хвостохранилища применяют фильтр-прессы для обезвоживания тонкого 78
Рис. 7. Мембранный фильтр-пресс:
, 3 — мембранная пластина (соответственно до и после надувания); 2 — обычная пластина;
— пульпа питания： 5 — осадок фильтрования
сланца, при этом получают твердый осадок, содержащий 22—— 24% влаги и чистую воду. Фильтр-прессы требуют больших капитальных и эксплуатационных затрат. Они периодического действия. Современные прессы имеют до 150 камер, каждая размером 2x2 м и производят 20 т обезвоженного осадка за цикл. Время цикла зависит главным образом от распределения перерабатываемых хвостов по крупности. В среднем полное время цикла составляет 60——80 мин, но при очень тонких хвостах необходимо до 240 мин. Цена может меняться от 3,5 до 7 фунтов стерлингов/т сухих хвостов. Было сделано много безуспешных попыток автоматизировать процесс [11].
Мембранные пластины (рис. 7) могут увеличивать производительность фильтров до тех пор, пока это возможно, чтобы завершить фильтрационный процесс, когда замедляется образование осадка на тканн. Так как мембраны позволяют полу- “атз равномерное давление по всей площади осадка, то можно достичь более низкой его влажности, чем на обычных пластинах.
Ленточные фильтр-прессы. Преодолеть недостатки периодического производства на обычных пресс-фильтр ах позволяют непрерывные ленточные пресс-фильтры, опробованные NCB.
Чт°бы поднять эффективность, исходные хвосты должны бьиь возможно более высокой концентрации (400 г/л), их сле- дует перемешивать с высокомолекулярными флокулянтами. Хорошо сфлокулированная пульпа затем пропускается через серню вращающихся валков, которые создают давление и постепенно выдавливают воду, давая продукт, содержащий 38— 42% влаги. Хотя осадок относительно более влажный, чем оса- пок фильтр-прессов, он транспортабелен и может быть смешан с отходом промывки и сброшен. В зависимости от угла сброса момет возникнуть необходимость добавить 3% цемента для стабилизации массы. Если учесть все затраты, то хотя внутрен- нне капитальные расходы меньше, чем для фильтр-прессов, текущие затраты, включая флокулянт, цемент и капитальные издержки, более или менее те же, что и для фильтр-пресса.
Центрифуги с твердым наполнителем. Кроме того, для получения непрерывного действия центрифуги (SBC) были непышны на предприятии《Хем Хед Коллиери» (NCB). Желатель- но, чтобы содержание твердого в питании было вьесокнм； так, центрифуги требуют питание с большим диапазоном плотности, ием, например, ленточные фильтр-прессы. При условии добав- ле™я флокулянта твердые частицы могут быть выделены под действием центробежной силы； содержание твердого в разгружаемом продукте составляет около 40%. Расходы энергии и текущие расходы выше, чем у ленточных фильтров, так как нз・за повышенной влажности требуется стабилизация цементом ПРИ складировании. Специальные условия были созданы для предотвращения износа внутренней спирали, и в настоящее время их покрывают керамической черепицей.
Тлубокие конусные сгустители. Разработчики из NCB использовали способность высокомолекулярных флокулянтов производить прочные флокулы. Если каналы позволяют воде мигрировать к поверхности конуса с ее очисткой, то у дна конического резервуара образуется более концентрированная разгрузка. Ряд таких сгустителей работает в NCB, производя сгущенную пульпу с содержанием твердого около 60%. При полном автоматическом контроле продукт может транспортироваться с помощью конвейера и смешиваться с очищенными 80
хвостами для хранения. В некоторых хранилищах добавляют цемент для стабилизации смеси. Были сделаны успешные по- пытки сжигать хвосты глубокого конуса в установках кипящего слоя или на специальных заводах в южном Уэлсе с получением пористых изделий из них.
Заключение. Обработка и извлечение тонкого угля в настоящее время неотъемлемая часть современной углеобогатительной практики. Тонкий уголь может быть извлечен не только с помощью обычных процессов промывки, но и с производством дополнительного товарного продукта, так как его добыча в горном производстве так высока, что он не может больше рассматриваться как хвосты. Текущие исследования и разработки [12] сконцентрированы на поиске более эффективных и экономичных путей выделения тонкого угля из хвостов и, в частности, на удалении пиритной серы. В Великобритании уменьшить содержание серы в углях возможно только, если уменьшить крупность частиц до •—1 мм. К сожалению, самый эффективный процесс обогащения тонкого угля ——пенная флотация — мал。 или совсем не действует на удаление серы и поэтому должны быть найдены другие решения. Размещение хвостов тонкой очистки угля очень дорогостоящее, и поэтому имеется достаточный простор для инженерных разработок.
Список литературы
Agricola, Georgius, De Re Metallica, 1556.
Needham, L. W., The settling of fine coal in water. Colliery Guardian, 11 July, 1930.
Raybould, W. E., The conditioning of washery water. Flocculation. South Staffs and Warwickshire Inst, of Mining Engineers, 10 Dec. 1934.
Samuel,丄 О., Some aspects of flocculation. Chemistry and Industry, 29 August 1936.
NCB MRDE Annual Report 1980/81 pp. 20/21.
Battelle—Selective Flocculation Technology Study 1983.
Vickers, E, Problems of fine coal treatment. Design 1982, pps 298— 312, Inst. Chemical Engineers. 88.
Van der Walt, P,丄，Advances in washery performance in South Africa. Ph. D. Thesis. University of Cape Town, June 1982.
Chapman and Mott, Cleaning of Coal, Chapman and Hall 1928.
NCB Codes of Practice — Spoil Heaps and Lagoons.
Jones, G. S., Membrane pressure plate filtration. Proceedings of Coal Preparation Symposium, CEC Luxembourg 15 November 1984. Publishers A, A. Balkema, Rotterdam.
Abbott,丄，Jenkinson, D. E., An assessment of the potential for the reduction of sulphur content. Paper 6. 5, Xth Int. Coal Prep. Cong., Edmonton, Canada, September 1986.
МОДЕЛИРОВАНИЕ — ИНСТРУМЕНТ БУДУЩЕГО
Линч А. Дж., Нарайанан С. С., Центр по изучениюминералов Юлиуса Крутшнита, Австралия
Введение. Циклы обогащения дороги для построения и эксплуатации. Обогатительная фабрика, перерабатывающая 25 млн. т медно-порфировой руды в год, требует капитальных затрат 5 фунтов стерлингов/т руды в год и эксплуатационных затрат 5 фунтов стерлингов/т. Соответствующие затраты на фабрику, перерабатывающую 250 тыс. т/год комплексной тонкозернистой полиметаллической руды, составляют 40 и 20 фуп- тов/т. Эти затраты зависят от расположения и производственной мощности обогатительной фабрики и минерального состава руды, однако главное, что эти затраты очень большие и желательно найти возможность их снижения на стадиях проектирования и эксплуатации.
Рассмотрим эти затраты несколько подробнее. На циклы дробления ——измельчения обычно приходится 55——75% всех капитальных затрат и 30—60% текущих затрат обогатительной фабрики. Соответственные показатели для флотационного цикла составляют 10——30 и 20——40%. Эти данные приблизительные, однако главное видно, что даже небольшая ошибка в проектировании цикла измельчения может привести к большим неоправданным затратам. Так, имеются несколько различных циклов, которые должны быть рассмотрены в качестве подготовки выходящей из шахты руды к питанию флотации; для ・ каждого из них требуются разные капитальные и текущие затраты, Возможные циклы включают различные комбинации из дробилок, мельниц само- н полусамоизмельчения, стержневых и шаровых мельниц. Типичные вопросы, на которые необходимо ответить на стадии проектирования при выборе лучшего цикла: каковы условия эксплуатации, включая все расходы потоков и распределение по крупности, для некоторого цикла, содержащего измельчительное и классифицирующее (по крупности) оборудование предлагаемых размеров, если известны твердость перерабатываемой руды и требуемая скорость подачи питания?
какое влияние на условия эксплуатации оказывает изменение твердости руды и скорости питания?
Если имеются ответы на эти вопросы, то проектировщик может распределить капитальные эксплуатационные затраты по смете каждого цикла, сравнить стоимость цикла с утвержденными показателями и выбрать цикл, наиболее подходящий для окончательной детальной проработки. Только одна методика способна правильно прогнозировать показатели ннкла—основанная на математическом моделировании.
Модели не получили широкого распространения с целью проектирования минеральных циклов, хотя они и обсуждались в технической литературе в течение уже 20 лет [1——5]. Это связано частично с тем, что имеются сомнения в их точности (известно, что неточности модели могут дать нелепые результаты, если используются для прогнозирования эксплуатационных показателей замкнутых циклов), и частично с тем, что от проектировщиков скрывают новую и неизвестную технику. Однако точность, с которой измельчающее и классифицирующее оборудование может быть смоделировано, определила быстрый успех в настоящее время, поэтому моделирование — испытанное и точное средство для проектирования циклов, включающих дробление и измельчение, за исключением мельниц полу- и самоизмельчения. Мо^елнрованне еще не дает стандартную точность, которая требуется для проектирования некоторых других процессов, но и здесь есть определенный прогресс.
贬Использование моделирования при проектировании обсуждается в этой главе при рассмотрении специфичной проблемы проектирования цикла дробления и измельчения. Процедура моделирования основана на ступенчатой последовательности. Кажется, что такое моделирование ——длительная и трудоемкая процедура, но она идеальна для использования в компьютерах с графической программой.
При описании процедуры в этой главе сделаны специальные ссылки на технику, используемую в Центре по изучению минералов Юлиуса Крутшнита. Имеется главное единодушное мнение среди обогатителей о характере и использовании моделей для моделирования циклов дробления и измельчения и используемая повсеместно техника должна быть одинаковой, чтобы демонстрировать применение моделирования.
Проектирование цикла дробление — измельчение с использованием моделирования. Проблемы проектирования. Проектируемый цикл рассчитан на нзмельнепне 20 тыс. т/сут руды до крупности 65% класса — 75 мкм. Предварительные исследования качества рудного тела и его географического расположения показали, что наиболее подходит цикл, показанный на рис. 1. Использовалось одностадиальное измельчение в шаровых мельницах при крупности питания 100% класса ——12,7 мм. Предполагалась полная самостоятельность всего оборудования для этого примера. Но реально для некоторых аппаратов она составила 80—97%.
Вопросы, на которые был найден ответ в процессе проектирования:
сколько дробилок требуется для четырехкратной стадии и каковы будут технологические показатели каждого цикла дробления?
Питание
сколько требуется шаровых мельниц и какого размера?
каково действие изменения твердости руды и скорости питания?
Имеется много других вопросов, на которые требуется найти ответ, но и этих достаточно для иллюстрации применения моделирования.
Модели процесса. Шаровые мельницы. Основа модели шаровой мельницы показана на рис. 2. Функция распределения разрушения, используемая в модели шаровой мельницы, описывает характеристики разрушения материала, когда приложенные силы достаточно большие, чтобы раздробить ча-
Рис, 2, Концепции, используемые в модели шаровой мельницы:Рис, 2, Концепции, используемые в модели шаровой мельницы:Рис. 3. Функции распределения разрушения (логарифмическая шкала):у — выход; х — относительная крупность частиц； 1 — мягкая руда; 2 — твердая рудаРис. 3. Функции распределения разрушения (логарифмическая шкала):у — выход; х — относительная крупность частиц； 1 — мягкая руда; 2 — твердая рудаЛ — функция распределения разрушения; R —■ функция скорости разрушения; D — функция транспортирования материала; S — загрузка мельницы; f = (D+R—4 ・R)S; p = D-S
Рис, 2, Концепции, используемые в модели шаровой мельницы:
Рис, 2, Концепции, используемые в модели шаровой мельницы:
Рис. 3. Функции распределения разрушения (логарифмическая шкала):
у — выход; х — относительная крупность частиц； 1 — мягкая руда; 2 — твердая руда
Рис. 3. Функции распределения разрушения (логарифмическая шкала):
у — выход; х — относительная крупность частиц； 1 — мягкая руда; 2 — твердая руда
стицы (в отличие от случаев, когда сила может только сдирать, расщеплять или разрывать частицу). Функция не зависит от размера частицы и условий процесса и может быть определена эмпирическим путем в лаборатории или рассчитана по промышленным данным. Лабораторная техника, на которой основана данная глава, включает аппарат для разрушения единичной частицы, с двойным маятником, описанным в прил. 1.
Функция распределения разрушения для руды различной твердости показана на рис. 3.
Функция скорости разрушения описывает скорость, с которой частицы различной крупности могут разрушаться (в единицах тонна на час на 1 т руды) в мельнице. Функция прямо пропорционально зависит от шаровой загрузки и не зависит от питания мельницы. Диаметр шаров, скорость мельницы и форма футеровки могут давать значительные и незначительные эффекты. Для целей моделирования можно предположить, что шаровая загрузка прямо пропорциональна объему мельницы, хотя загрузка обычно управляется как постоянная часть объема мельницы, которая дает максимальную скорость разрушения. Следовательно, шаровая загрузка при моделировании может быть заменена диаметром мельницы и при масштабных расчетах. Было проведено много успешных экспериментальных работ на шаровых мельницах большого диапазона в циклах, перерабатывающих различные типы руды для определения количественной зависимости между крупностью частиц, скоростью их разрушения и диаметром мельницы. Эти зависимости показаны на рис. 4 [6]. Замечено, что изменение длины мельницы вызывает изменение шаровой загрузки и массы руды
ININРис. 4. Зависимость для шаровой мельницы между крупностью тас门m 久，диаметром мельницы и скоростью разрушения частиц L^:1—4 — диаметр мельницы соответственно 3,2； 3,81； 4,72 и 5,49 мРис. 4. Зависимость для шаровой мельницы между крупностью тас门m 久，диаметром мельницы и скоростью разрушения частиц L^:1—4 — диаметр мельницы соответственно 3,2； 3,81； 4,72 и 5,49 мРис. 5. Функция транспортирования материала:尸一вероятность разгрузки в единицу времени； LN, х —см. рис. 4;Х — ширина функции разгрузкиРис. 5. Функция транспортирования материала:尸一вероятность разгрузки в единицу времени； LN, х —см. рис. 4;Х — ширина функции разгрузки
IN
IN
Рис. 4. Зависимость для шаровой мельницы между крупностью тас门m 久，диаметром мельницы и скоростью разрушения частиц L^:
1—4 — диаметр мельницы соответственно 3,2； 3,81； 4,72 и 5,49 м
Рис. 4. Зависимость для шаровой мельницы между крупностью тас门m 久，диаметром мельницы и скоростью разрушения частиц L^:
1—4 — диаметр мельницы соответственно 3,2； 3,81； 4,72 и 5,49 м
Рис. 5. Функция транспортирования материала:
尸一вероятность разгрузки в единицу времени； LN, х —см. рис. 4;Х — ширина функции разгрузки
Рис. 5. Функция транспортирования материала:
尸一вероятность разгрузки в единицу времени； LN, х —см. рис. 4;Х — ширина функции разгрузки
в мельницах так же, как и ее соотношение и не влияет на функцию скорости разрушения.
Функция транспортирования материала, также известная как функция скорости разгрузки, выражает тот факт, что частицы различной крупности перемещаются из одного сегмента мельницы в другой с различной скоростью вследствие внутренней классификации и предпочтительной разгрузкой тонких частиц. Поведение функции показано на рис. 5 [7]. Промышленные данные показывают, что форма кривой постоянна от сегмента к сегменту и ее положение определяется шириной разгрузочной функции (см. рис. 5).
Промышленные данные также показывают, что функция ско^ ростн разгрузки промышленной шаровой мельницы систематически изменяется в зависимости от содержания крупного материала (например +5,6 мм), присутствующего в сегменте. По мере ее увеличения уменьшается расстояние между шарами, в которое крупные частицы могут проникнуть и разрушиться, и увеличивается вероятность того, что крупные частицы перейдут в следующий сегмент. Зависимость, показанная на рис. 6, демонстрирует, как ширина разгрузочной функции изменяет содержание крупного материала.
Процедура моделирования шаровой мельницы, основанная на этих концепциях, показана на рис. 7.
Дробилки. Концепции, используемые при моделировании дробилок, показаны на рис. 8.
Рис. 6. Зависимость функции скорости раз-грузки X от содержания а крупных( + 5,6 мм) частиц в мельнице:
/ — сегмент IX； 2 — тонкое питание； 5 — сегмент I;
4 ~ крупное питание
Как и в случае шаровой мельницы, функция распределения разрушения описывает характеристики разрушения материала и может быть определена по испытанию одной частицы в лаборатории. Однако функция распределения разрушения для дробилки отличается в одном важном отношении от шаровой мельницы. В шаровой мельнице все частицы разрушаются по отдельности, так как они малы, этого не происходит при дроблении, В дробилки поступает материал с диапазоном частиц по крупности от больших кусков породы, для которых жесткость разрушения мала, до маленьких частиц, для которых она высока. Так, для моделирования необходимо использовать область функции разрушения, которая отражает реак- цию частиц на изменение жесткости. Типичные функции разрушения при низком и высоком расходах энергии разрушения показаны на рис. 9.
Практически используемая функция распределения разрушения связана с размером частицы, которая входит в дробил-
Скорость подачи питания - известна
Функция распределения разрушения;опредепяется по пабораторным опытам;пересчитывается по промышлен ным даннымФункция распределения разрушения;опредепяется по пабораторным опытам;пересчитывается по промышлен ным даннымФункция скорости разрушенияИзвестна из зависимости между крупное тью частицы, скоростью разрушения частицы и диаметром менькицыФункция скорости разрушенияИзвестна из зависимости между крупное тью частицы, скоростью разрушения частицы и диаметром менькицыФункция транспортированияматериалаИзвестна нз зависимости между крупностью частицы, напопне - нием мепьннцн и скоростью разгрузкиФункция транспортированияматериалаИзвестна нз зависимости между крупностью частицы, напопне - нием мепьннцн и скоростью разгрузкиРаспределение питания по крупности - известно
Функция распределения разрушения;
опредепяется по пабораторным опытам;
пересчитывается по промышлен ным данным
Функция распределения разрушения;
опредепяется по пабораторным опытам;
пересчитывается по промышлен ным данным
Функция скорости разрушения
Известна из зависимости между крупное тью частицы, скоростью разрушения частицы и диаметром менькицы
Функция скорости разрушения
Известна из зависимости между крупное тью частицы, скоростью разрушения частицы и диаметром менькицы
Функция транспортированияматериала
Известна нз зависимости между крупностью частицы, напопне - нием мепьннцн и скоростью разгрузки
Функция транспортированияматериала
Известна нз зависимости между крупностью частицы, напопне - нием мепьннцн и скоростью разгрузки
Продукт нзмепьченнн
Распределение продукта по крупн0clM - рассеивается
Рис. 7. Процедура моделирования шаровой мельницы
Рис. 8. Концепции, используемые в модели дробилки:Рис. 8. Концепции, используемые в модели дробилки:0,Of0,Of0,10,1Рис. 9. Различные функции разрушения в дробилке для частиц разной крупности (логарифмическая шкала): у — выход; х — относительная крупность частиц； / — высокий расход энергии, тонкие частицы; 2 — ннзкнй расход энергии, крупные частицыРис. 9. Различные функции разрушения в дробилке для частиц разной крупности (логарифмическая шкала): у — выход; х — относительная крупность частиц； / — высокий расход энергии, тонкие частицы; 2 — ннзкнй расход энергии, крупные частицыЛ — функция распределения разрушения; f — питание； D — функция транспортирования материала; N — рассчитываемая мощность; р — продукт; 夕=(1—С) (1—АС，一4； C=R/(R4D)： мощность = мощность частицы 4-не нагружаемая мощность + потерн
Рис. 8. Концепции, используемые в модели дробилки:
Рис. 8. Концепции, используемые в модели дробилки:
0,Of
0,Of
0,1
0,1
Рис. 9. Различные функции разрушения в дробилке для частиц разной крупности (логарифмическая шкала): у — выход; х — относительная крупность частиц； / — высокий расход энергии, тонкие частицы; 2 — ннзкнй расход энергии, крупные частицы
Рис. 9. Различные функции разрушения в дробилке для частиц разной крупности (логарифмическая шкала): у — выход; х — относительная крупность частиц； / — высокий расход энергии, тонкие частицы; 2 — ннзкнй расход энергии, крупные частицы
ку. Все крупные частицы будут разрушены, но с низкой энергией разрушения； только ограниченное число тонких частиц будет разрушено, но при высокой энергии разрушения.
Функция транспортирования материала, которая в случае с дробилкой аналогична функции грохочения, соответствует зависимости, показанной на рис. 10. На этой кривой, которая описывает вероятность разрушения частицы, или, наоборот, вероятность того, что частица разгрузится из дробилки неразрушенной, ^1 — размер, ниже которого все частицы разгружаются; 驳2 — размер, выше которого все частицы разрушаются [8].
Эти параметры контролируются условиями процесса, такими, как размер загрузочной щели дробилки и скорость подачи питания и распределение питания.
Расход энергии дробилкой может быть установлен для различных условий работы по энергии, полученной при разрушении единичной частицы. Эту энергию можно масштабировать на потери эффективности в промышленной дробилке с добавлением ненагруженной мощности дробилки для получения по-
Рис, 10. Функция транспортирования материала для дробилок:
Р — вероятность разрушения частиц; х — крупность частиц
Рис. 11. Процедура моделирования дробилки
требляемой дробилкой мощности. В практических промышленных данных обычно присутствует ссылка скорее на ток, чем на мощность, поэтому модель прогнозирует амперы. Повышающая масштаб зависимость между лабораторными опытами и промышленными показателями включает расход энергии, требуемой в лабораторных опытах, и потребление тока промышленными дробилками.
Процедура моделирования дробилок показана на рис. 11.
Вибрационные грохота. Механически процесс грохочения можно рассматривать как серию скачков, в результате которых частицы определенного размера имеют возможность попадать в тонкий продукт. Эта концепция определения эффективности грохочения в единицах числа скачков — основа модели грохочения.
Типичная кривая эффективности вибрационного грохота показана на рис. 12. Имеются следующие три области на кривой, описывающие：
материал надрешетной крупности (область Д)；
материал крупностью меныпей, но близкой к размеру отверстий, вероятность прохождения которого через отверстия прямо зависит от размеров частиц (область В);
ультратонкие частицы, прилипшие к крупным (область С). Область В кривой эффективности ——наиболее важная для моделирования и описывается уравнением [9]
Е (х) = ехр [ — /г，。( 1 —尤阻)* ],
где Е(х) — фракция частиц в питании размером 匕 которые прилипли к крупному продукту; п ——параметр эффективности; % ——доля открытой поверхности； d — диаметр отверстий сита;
Рис. 12. Типичная кривая эффективности для вибрационного грохота:Рис. 12. Типичная кривая эффективности для вибрационного грохота:Рис. 13. Зависимость параметра эффективности грохота п от скорости и подачи питания на стальную (/) и резиновую (2) деки:/ — низкое значение； “ — высокое зиачеииеРис. 13. Зависимость параметра эффективности грохота п от скорости и подачи питания на стальную (/) и резиновую (2) деки:/ — низкое значение； “ — высокое зиачеииеР — вероятность попадания частицы в крупный продукт； х — крупность частицы; d — размер отверстия сита
Рис. 12. Типичная кривая эффективности для вибрационного грохота:
Рис. 12. Типичная кривая эффективности для вибрационного грохота:
Рис. 13. Зависимость параметра эффективности грохота п от скорости и подачи питания на стальную (/) и резиновую (2) деки:
/ — низкое значение； “ — высокое зиачеиие
Рис. 13. Зависимость параметра эффективности грохота п от скорости и подачи питания на стальную (/) и резиновую (2) деки:
/ — низкое значение； “ — высокое зиачеиие
左 ——незначительный параметр, используемый для уточняющих сборочных целей. Обычно принимают 归=2.
КПД грохота в области С может быть определен только экспериментально, так как он зависит от местных условий, таких, как содержание влаги в руде, которая способствует прилипанию тонких частиц к крупным. Для целей проектирования необходимо сделать тщательное предположение о форме кривой в области С и такое предположение делается проектировщиками на основе знаний местных условий.
Типичная зависимость параметра эффективности п, который аналогичен числу скачков, от скорости питания грохота показана на рис. 13 для различных материалов. Когда скорость подачи питания на резиновую деку низка, то частицы движутся независимо, аккумулируют энергию, сильно подпрыгивают и обладают малым сопротивлением к прохождению через отверстия сита (рис. 14). По мере увеличения скорости подачи питания увеличивается число столкновений между частицами, уменьшаются энергия частиц и длина их скачков и увеличивается число скачков. Эффективность грохота увеличивается (рис. 15). Дальнейшее увеличение скорости пи-
Рис. 14. Движение частицы на резиновой деке грохота при низкой скорости подачи питания — эффективность грохочения очень малаРис. 14. Движение частицы на резиновой деке грохота при низкой скорости подачи питания — эффективность грохочения очень малаРис. 15. Движение частицы на резиновой деке грохота при высокой скорости подачи питания — эффективность грохочения увеличивается
Рис. 14. Движение частицы на резиновой деке грохота при низкой скорости подачи питания — эффективность грохочения очень мала
Рис. 14. Движение частицы на резиновой деке грохота при низкой скорости подачи питания — эффективность грохочения очень мала
Питание грохота
Скорость подачи - известна Распределение по крупности - известно
Рассчитывается кривал эффективности на основе известных показателей грохота
Продукты грохочения - крупный и тонкий
Скорость потока - рассчитыэается Распределение по крупности - рассчитывается
Рис. 16. Процедура моделирования грохота
тания приводит к увеличению столкновения мешающих друг другу частиц, уменьшению числа скачков (так как частицы не могут достигнуть поверхности грохота) и эффективности грохочения.
Для стальных сит коэффициент восстановления невелик и частицы не могут аккумулировать энергию. Скачок частиц мал и высокая эффективность достигается при низкой скорости подачи питания. По мере увеличения скорости подачи питания взаимное мешающее столкновение частиц увеличивается и уменьшаются число скачков и эффективность грохочения.
Имеются еще проблемы, разрешить которые можно с помощью моделей грохота. Лучшего понимания требует взаимосвязь между формами частицы, отверстия и эффективностью сита, а также кпд грохочения в трудной области между сухим и мокрым грохочением. Первая ——проблема оптимизации существующих грохотов, вторая — проблема работы фабрики.
Несмотря на эти проблемы, моделирование грохотов достигло точки, при которой модели используются для проектирования в соответствии с процедурой, показанной на рис. 16.
Г и д р о ц и к л о и ы. Идеи, используемые при моделировании гидроциклонов, показаны на рис. 17 [10—13].
Характер, с которым этот механизм воздействует на кривую эффективности, показан на рис. 18.
Экспериментальные исследования показали, что доля питания, которая уходит в крупный продукт без классификации, прямо зависит от доли воды в питании, уходящей с крупным продуктом. Во многих случаях это определяется скоростью потока питающей пульпы и диаметром патрубка. Также показано, что классифицирующее поведение остатка частиц в питании изменяется систематически и предсказуемо в обычных промышленных условиях.
Опыт JKMRC показал, что металлурги задают больше вопросов при моделировании гидроциклонов, чем при моделиро-
Рис. 17. Концепции, используемые при моделировании гидроциклона:/ — истинная классификация： 2 — короткое циркулирование загрузкиРис. 17. Концепции, используемые при моделировании гидроциклона:/ — истинная классификация： 2 — короткое циркулирование загрузкиРис. 18. Зависимость кривой эффективности гидроциклона от двух механизмов —короткого циркулирования и истинной классификации:V — выход крупного продукта； х — крупность частицы; / — вся руда; 11 — классифицированная фракция; III — неклассифицированная фракцияРис. 18. Зависимость кривой эффективности гидроциклона от двух механизмов —короткого циркулирования и истинной классификации:V — выход крупного продукта； х — крупность частицы; / — вся руда; 11 — классифицированная фракция; III — неклассифицированная фракция
Рис. 17. Концепции, используемые при моделировании гидроциклона:
/ — истинная классификация： 2 — короткое циркулирование загрузки
Рис. 17. Концепции, используемые при моделировании гидроциклона:
/ — истинная классификация： 2 — короткое циркулирование загрузки
Рис. 18. Зависимость кривой эффективности гидроциклона от двух механизмов —короткого циркулирования и истинной классификации:
V — выход крупного продукта； х — крупность частицы; / — вся руда; 11 — классифицированная фракция; III — неклассифицированная фракция
Рис. 18. Зависимость кривой эффективности гидроциклона от двух механизмов —короткого циркулирования и истинной классификации:
V — выход крупного продукта； х — крупность частицы; / — вся руда; 11 — классифицированная фракция; III — неклассифицированная фракция
ваннн любой другой операции обогащения минерального сырья- Поэтому полное описание модели гидроциклона, используемой в JKMRC, дано в прил. 2.
Процедура моделирования гидроциклонов показана на рис. 19.
Использование моделирования при проектировании. При использовании моделирования для изучения показателей какого-либо частного цикла для проектировщиков имеется процедура размещения некоторых значений проектируемых переменных, которые рассматриваются как приемлемые. Напри- мер，значения могут назначаться узкоклассифицированной загрузке дробилки, размеру отверстий сита и размеру шаровой
Рис. 19. Процедура моделирования гидроциклонаРис. 19. Процедура моделирования гидроциклона
Рис. 19. Процедура моделирования гидроциклона
Рис. 19. Процедура моделирования гидроциклона
Таблица 1
Функции распределения разрушения и утилизации энергии,определенные из опытов по разрушению единичной частицы
ФункцияФункцияЭнергия разрушения, приложеннаяк частицам
Функция
Функция
низкаясредняявысокая
2,2
5,61
9,8
23
0,8
69,5
0,775
1,457
0,267
0,736
0,211
0,532
6 4З6о6 4З6о5382553825Распределение разрушения, выраженное в выходе (%) частиц относительного размера, мм:
6 4
З6о
6 4
З6о
53825
53825
0,03
0,223
0,607
Утилизация энергии (кВт-ч/т) для образца размером, мм:
10
16,4
24,5
Примечание. Чем больше частица, тем меньше энергия на единицу массы частицы； для грубых частиц — функция распределения разрушения, для более мелких — функция утилизации энергии.
мельницы. Пробегается программа моделирования для прогнозирования показателей всего цикла при установленных проектируемых переменных. Результаты показывают скорость потоков и распределение по крупности во всех потоках цикла, и значения других важных переменных, таких, как расходы энергии на дробление. Затем их внимательно обследуют для сравнения прогнозируемых результатов с требуемыми и вносят изменения в значения переменных для последующего моделирования (если это необходимо).
Следует подчеркнуть, что моделирование — дополнение к проектированию, это не вся процедура проектирования, от которой можно ожидать, что она даст правильные результаты без излишних затрат и направлении для опытных работ. Оно точно прогнозирует показатели цикла, но интерпретация результатов в отношении ограничения цикла и оборудования до сих пор остается областью действия проектировщиков. Моделирование ——бесценный инструмент проектировщиков, но его возможности не следует преувеличивать.
Циклы дробления. При рассмотрении цикла дробления, показанного на рис. 1, первая ступень — определение функции распределения разрушения и утилизации энергии дкя руды в лабораторных опытах. Типичные результаты лабораторных опытов приведены в табл. 1.
При первом моделировании было принято, что применялось четырехстадиальное дробление в замкнутом цикле с вибрационными грохотами (табл. 2). Эксплуатационные условия это-
a rt^s^^ BH
UHHVeodHIfaNOW SX^E^HU1soad°u3IraIq『Anad I UHHglfgodNя『ннп ^ssfflo^xH^^O^K
診
s „
в М a и
СЧ
+
3 §H
elqMHB4^здхоя^таьга^с-са^^-
co I CM 00
^0*8
CO О 6 6
a 6 о co
9 6 b 6
s
I CO О 9
6 z QO Ю
й°
Z 6 lo
I 00寸寸 9 6ag
c 9 c 9
CO о О 00 О
CO 6 —寸 I
ON CO 9
密 9 I 38
g。— 6
00 CN Ю CO О
9 CO
CO —? I
0b9 b
0寸9寸
0 a 8agz
9 z z a 9
m z。a
CO O CO о 8 9 9 CO
CO Z LO Z
66
00 co 寸 CO
CO 9 Z 9 — CO co о а о 6 I 893993
>1< f^J ■<
6 00 00 6 6
0 О О 9 co
寸 СЧ00Z6
СЧ 6I。9CO
CO 00ZCM9
raIoxodJ ^XE^^^ffi HMITHgod
^ssraHSC HMdJmEd EIOKOdJ таки^кх s^^^u^ra^ гано^о^г-dHxdgH HXMHgodras^^^^ra^ гаьоио^^ ^SE^SX BloxodJ
IoxodJ ^sffraH^^C HXMHgodBMdJd таьо^о^^ ^KE^SX IoxodJ та^ЕИ^ОИ ELOKO^кжганкс HXFHgodExdjmpd ганоё^^HHXdQH loxodJ ^K^raHSC
Ils
О
co
>
го цикла, спрогнозированные моделированием и включающие расход энергии конусной дробилки, выраженной в амперах, приведены в табл, 2.
Наиболее важными для исследования результатов моделирования являются энергия (в амперах) дробилки, которая не должна превышать определенных трепелов, и эксплуатационные условия грохота. Первая легко оценивается, так как максимальное значение, которое может быть дано электродвигателем известно, второе более трудно для Оценки и требует экспериментов и установки проектировщиками.
В рассматриваемом случае мощность, требуемая дробилкой II стадии, высока и показывает, что следует рассмотреть уменьшение классифицированной загрузки в I стадии дробления. Имеется избыток резерва мощности в III и IV стадиях дробления и это показывает, что в Ш стадии может быть получен более тонкий продукт и поэтому в IV стадии можно уменьшить число дробилок с 4 до 3. Это значительно уменьшит капитальные затраты.
Последующее моделирование показало, что хорошие показатели работы могут быть полученн с тремя дробилками в IV стадии и, следовательно, во всех стадиях была правильно выбрана загрузка дробилок. Эти результаты (табл. 3) показывают, что условия работы фабрики удовлетворительно адекватны, но не слишком надежны.
Изменение твердости руды также может быть определено с помощью лабораторных опытов изменением расхода энергии и функции распределения разрушения. Предположим, что дроблению подвергается более мягкая руда из другой части рудного тела с другим, но известным характером разрушения в лабораторных условиях (табл. 4). Вопрос, на который следует ответить, какими будут показатели дробления в цикле, спроектированном для более твердой руды, при использовании его для более мягкой руды?
Моделирование показало, что производительность дробильного цикла при переработке этого типа руды составляет 24 тыс. т/сут при эксплуатационных показателях, приведенных в табл. 5. Следует заметить, что в IV стадии дробления использовались три дробилки с грохотами с отверстиями размером 14 мм. При использовании грохотов с отверстиями 127 MM мощность привода даже для четырех дробилок была избыточ' ной, но увеличение отверстий до 14 мм уменьшило питание дробилки до значения, при котором требуются только три дробилки. Общий продукт дробления, который включает конечные продукты III и IV стадий, незначительно изменился при таком уменьшении размеров отверстий. Этот момент иллюстрирует тип результатов, которые могут быть получены моделированием и которые важны для проектировщиков.
1г
1二
6
co Ю
Ю
oo — a I
№ о z
Tf t^ CO Tf
寸0co 9 a 寸—
I 9。z 00。
I QO。I
8 6 Z CO ^ ^? СЧ Z 寸I
+
CO * 6 6 a 。z 9 寸QO
6 g —
6
CD CO 9 I
1 cT 二 1
二w 1 1 |
寸co 6 a 6 1 z CO GO 寸
丨1
I co
MIMI
И 1 1 1
義
co寸9寸
S СЧ oci о о co Ю co
g寸9寸 毋^＞出^ co 寸 co
co 8 Z co 9 Z CO ~~ C C C
8 — — I I 6
I a 9 9
9 a 9 a
9 9 9 6 9
-寸寸cЧ — 9 О。9 д СО 6 6 9 СО
UcQHd
CcSxcS
=<3 г
CD
00
s
z ci
z
'—1
a
m
E § E
当工
g
co
二
9
—
—•
CO
Цу 8能3
>
Таблица 4
Функции распределения разрушения и утилизации энергии, определенные для мягкого рудного тела
Функция
Энергия разрушения, приложенная к частицам
низкая J
средняя 1
высокая
Распределение разрушения, выраженное в выходе (%) частиц относительного размера, мм:
5,304
12,04
0,03
2,02
0,223
9,873
23,91
48,91
0,607
Утилизация энергии (кВт-ч/т) для образца размером, мм:
41,10
65,25
91,25
5,5
0,592
0,959
1,900
12,2
0,267
0,550
1,392
20
0,125
0,350
1,190
Циклы измельчения. Для моделирования цикла измельчения необходимо знать функцию распределения разрушения и классификационные характеристики руды. Функция распределения разрушения может быть определена на очень маленьких образцах в лабораторной машине, но часто невозможно провести опыты по классификации руды в маленьких гидроциклонах из-за недостатка пробы. В этом случае классификационные характеристики руды должны быть предполагаемы. Это должно быть сделано как можно более тщательно со ссылкой на известное поведение руды аналогичного минерального состава. Однако, если глины или другие минералы, которые влияют на вязкость пульпы присутствуют в руде, то необходимо проводить экспериментальные работы по определению классификационных характеристик для использования в модели гидроциклона. В рассматриваемом случае руда кремнеземистая с незначительным содержанием глин и предположим, что классификационное поведение ее известно.
Цикл измельчения требуется для переработки 20 тыс. т/сут руды и производит продукт, содержащий 65% класса — 75мкм и 38% по массе твердого. Первое приближение — определение производительности и условий эксплуатации циклов, включающих одностадиальное измельчение в шаровых мельницах разного размера в замкнутом цикле с гидроциклонами,
В первой ступени моделирования, результаты которого представлены в табл. 6, в конструкции гидроциклонов не были внесены изменения, хотя они необходимы для оптимизации всего проектируемого цикла.
б л и ц а 5
a
T
吧。вня им дробпенн% перерабатнвакимего мягкую руду
—. Эксплуатационные данны с
П^»^РУ^ые эксплуатационные
Грохот
Дробилка
g
Содержание (%)класса,城н
±76,2 1+25 卜]2,
Расходтвердого,т/ч
Продукт
Размеротверстий,мм
Число
Размерщели,мм
Число
Секция фабрики (стадия дробления)
门，80,1
34,2 10,4
3 0 9 4
2902
6 9 4 8
3 8 4
1000
363
637
363
Питание грохота Верхний грохота Нижний грохота Разгрузка дробилки
76,2
100
л 24043,
25,6
0,4
43,5
26,2
36,3
5,5 100
46,6 6,7 100
2
6,7
3,8
42,2
1,2
94,4
55,9
98,3
25,7
46,2
34,2
50,7
2,2
1
1
1
5,6
15,1
36,4
1,2
2,2
1000
I 415,8
534,2
415,8
1000 674,4 325,6 674,4
385,8
288,6
385,8 821 Л 821,4 435,6 385,8
н55444
Диаметр, м
g Д6 6 5 6 5
]Р9 2 6
尸 М -5
Длина, м
粗ё一 一
匸4 7 9 2 5
Число
0 а
а е2 — 1
М •4 5 — 8 7
25 5。3 О
«к
Расход питания, т/ч
к Й6 5555
3 д0 8765
^ 与一328
Содержание твердого, %
0й
二^8 6 4 4 3
5 0 8 0 7
з0 2 0 5 5
М I
Расход, т/ч
2—6432
*3 2 — — 7
Давление, кПа
е77666
В7—632
J58 6 4
Содержание твердого. %
“64333
О 4 7 2 О
П57025
Расход, т/ч
2ззззз
в8 8 8 8 8
В7 5 5 2 —
Содержание твердого, %
°* 5 — 8 7
уU1 Цд С1^ GO С^
Расход, т/ч
Таблица 6 первая ступень моделмровання цикла мзмельненнА (крупность пнтання 80 乎 класса -9 1 мм)
Питание грохота Верхний грохота
Нижний грохота Разгрузка дробилки
Питание грохота
Верхний гролота
Нижний грохота
Разгрузка дробилки gepxH嗚 грохота разгрузки НнжнЗ грохота разгрузки
Питание
Питание дробилки Разгрузка дробилки Верхн% грохота
Нижний грохота
50,8
12,7
14
2
3
31,7
11
6
2
3
II
III
IV
Важн£ямн длн рассмотреннн результатов мопезнрованнн НВ， 』нютссоцержанне твердого в ннх《нем потоке гн^роцнклона н скорость потока твердого Еерез мельнну・ Они Хол 决 НЕ нах? Антьевреае』ах возможности гнкроинклона н мельнни・ Ес』н сод,ержанне твердого в ннжнем потоке СПНЕКОМ ВЕСОК/ то зпроинклон 《загустеет》н л^^д^полднп^^- еспн поток твер— дого через MgbHHUy 6уд,ет СЗНЕКОМ OO^^ESS- то мемьннцд Перегрузится，① то случае когда зкепернментаторуПроекта— РОВЕНКУ необходимо правильно ПреАставххть результаты м? келнрованнн с точкн зреннн процесса Проектнрованнн・ Прн рассмотреннн результатов зтоН первой ступени моде— лнрованин следует отметнть следующее сокержанне твердого в HWHeM потоке н рабочее павпенне в ЗДРОАНКЛОНах д』н QOXBEHX мельннг СЛНЕКОМ ВСОКН н По- о^^^^зйоо модезнрованне должно включать знзинтелвные нзменених в ридрещнклоне” такне как Увелн4ене размеров внх， ревого патрубка н втулок*
конечной результат) возможно — уменьшение конечной скоростн подачн пнтаннн;
А』н двух меньишх мельннц. рабочее давленне н содержание твердого в ннжнем продукте СЛНЕКОМ ннзкн м в ①том случае тзкже требуются значнтельнне нзмененнн в конструкщти FF Р01ХНКЛ0Н0В длн оптнмнзаинн работая инкла・ Моде口нрованне должно продолжаться ^^^ включения UHK， лов стержневая мельница шарован мельннка н сернн шар? ВЕХ MeJIbHHF Результаты дакэт ценную ннформацню о условн— ях насоса н циклона так жр как н пвепеннн ^о^^кёЕ-
Рис. 20. Механизм разрушения в мельнице самоизмельчения:
/ — питание; 2 — крупный продукт; 3 — разрушение истиранием； 4, 6, /0 — продукты; 5 —загрузка мельницы； 7 — разрушение раздавливанием; 8 — тонкий продукт; У — классификация; // — разрушение; 12 — разгрузка; /3 — главный
Комментарии. С результатами этого типа проектировщик приобретает прекрасные знания о показателях цикла по лабораторным или доступным промышленным данным. Это дает возможность распределить капитальные и эксплуатационные расходы по циклам и затем выбрать наилучший цикл для окончательного проектирования.
Ограничения моделирования процессов обогащения. Умень- шение крупности. Модели дробилок, грохотов, стержневых мельниц, шаровых мельниц и гидроциклонов в настоящее время достаточно точны для моделирования и являются ценным инструментом для проектирования циклов, содержащих эти аппараты. Главное недостающее звено ——самоизмельчение, включающее аппараты как полного, так и полусамоизмельче- ния. Имеются различные причины отставания моделирования этих аппаратов от моделирования шаровых мельниц, но наиболее важная — сложные механизмы разрушения, которые происходят в мельницах самоизмельчения. В этих мельницах частицы разрушаются истиранием и разбиванием, взаимодействие которых показано на рис. 20 [14].
Имеются различные функции распределения разрушения, которые применяются этими механизмами, и скорость разрушения, определяемая этим механизмом, может меняться в зависимости от загрузки мельницы, которая в свою очередь зависит от функций распределения разрушения, скорости питания и скорости разрушения частицы. Следовательно, имеется сильная взаимосвязь между скоростью разрушения и загрузкой мельницы. Однако скорость разрушения в шаровой мельнице не зависит от питания мельницы и почти полностью завк- сит от шаровой загрузки, которая остается постоянной. Соответственно уравнения, описывающие разрушение в мельницах полного и полусамоизмельчения, сложнее, чем для шаровой мельницы, и включают повторяющиеся расчеты скорости разрушения и загрузки мельницы.
Для разработки обоснованных моделей мельниц полного и полусамоизмельчения необходимо иметь:
полные производственные данные мельниц в циклах, перерабатывающих руды с различными характеристиками;
распределение по массе и крупности загрузки мельницы, которой эти данные касаются (способность к разрушению и скорость разгрузки тщательно рассчитываются);
функцию распределения истирания и раскалывания, определенную для каждого типа руды, к которой относятся промышленные данные.
Полных данных этого типа очень мало. Очень трудно и до- рого собрать данные для построения модели, но не трудна проблема сама по себе, которая ограничивается разработкой полностью адекватной модели для мельниц полу- и самоиз- мельчения.
Необходимо отметить, что промывка в скрубберах также является формой измельчения, которая становится тем важнее, чем больше глины содержится в перерабатываемой руде, но которая слишком трудна для моделирования. Одна из причин——трудность определения окончания промывки в скруббере. Она не похожа на флотацию, в которой частицы или всплывают, или нет, не похожа и на измельчение, в котором частицы или разрушаются, или нет. В большинстве случаев руду промывают в скрубберах для удаления мелких частиц. Существует возможность смоделировать скрубберы на работающей фабрике с подходящей точностью, но слишком трудно сделать общую модель скрубберов, которую можно использовать при проектировании.
Обогащение. Флотация. Обширные исследования по моделированию флотационных процессов дали многое для их понимания [15—18]. Однако они больше использовались для контроля флотационного процесса, чем для моделирования полного цикла с целью проектирования. Причина заключается в том, что применение моделей к промышленным циклам обнаруживает важные проблемы, которые еще ждут своего разрешения. Две из них:
константы степени (скорости) флотации, относящиеся к отдельным минералам, часто изменяются от грубого до пере- чистного цикла, даже если в пульпу не добавляются дополнительно реагенты и нет доизмельчения. Имеются указания на то, что разработка модели дошла до точки, когда по поведению грубой флотации можно прогнозировать поведение перечисткой флотации, но пройдет еще несколько лет, прежде чем модель станет полной и доказанной на практике;
моделирование флотационного поведения концентрата после доизмельчения не может быть сделано достаточно точно. Цикл доизмельчение ——достаточно важная часть флотационного цикла, он изменяет крупность, степень раскрытия и поверхностные свойства грубого концентрата или промпродукта. Причины отсутствия прогресса — неадекватность промышленных данных, применяемых для описания степени раскрытия ми-
нералов, и то, что продукты цикла дсизмельчения обычно очень мелкие и трудны для количественного исследования.
Часть флотационного цикла, наиболее успешная для моделирования, грубая ——контрольная флотация, которая имеет наибольшее влияние на извлечение, достигнутое на фабрике. Модели можно использовать для проектирования и оптимизации этой секции, но даже для нее они не обеспечивают то качество информации, как для дробления и измельчения.
Следует заметить, однако, что кажущаяся недостаточность прогресса во флотационном моделировании на самом деле происходит вследствие того, что инструменты не подходят для характеристики поверхности частиц и описания природного состава частиц. Инструменты, подходящие для этих целей, в настоящее время, разрабатываются и тогда возможен быстрый прогресс в моделировании флотации для проектирования цикла.
Тяжелосредная сепарация и гравитационное обогащение. Характеристики тяжелосредной сепарации и гравитационного обогащения могут быть полностью описаны кривой разделения (Тромпа), которая аналогична кривой эффективности для гидроциклонов и другого классифицирующего оборудования. Моделирование сепарации по плотности обычно проводят в две стадии：
моделирование функциональной формы кривой разделения;
выражение параметров кривой разделения в единицах эксплуатационных и технических переменных сепаратора.
Моделирование затем проводится с помощью регистрации эксплуатационных и технических данных для частной сепарации, расчета кривой разделения из модели процесса и применения предсказанной кривой разделения к информации о про- мывистости, крупности и зольности питания для определения показателей процесса в единицах извлечения и содержания металла (основные металлорудные операции) или выхода, зольности продукта и органической эффективности (углеобогащение) .
Значительное внимание было уделено моделированию кривой разделения и был предложен ряд функциональных форм. Часть из них являются эквивалентными или производными двухпараметрической функцигт, используемой для описания кривой снижения эффективности гидроциклонов [22], которая часто подгоняется к экспериментальным данным с помощью простой линейной регрессии, В основном, однако, особенности кривых разделения для сепарации по плотности требуют более сложных функций, включающих более двух параметров и требующих нелинейных процедур оптимизации для оценки параметра. Функциональные формы обычно таковы, что дополнительные параметры описывают верхнюю и нижнюю части
кривой, которые имеют практическое значение для определения промышленной эффективности процесса. Примеры таких функций: четырехпараметрические уравнения Эразмуса [23] и Готфрида для уменьшающейся кривой разделения, основанной на функции распределения Вейбула [24] ； трехпараметрическое уравнение Кинга для уменьшающейся кривой разделения [25], основанной на кривой эффективности классификации, используемой Линчем и соавторами. Эти две последние функции объединяют будущий параметр (плотность сепарации) ,выражающийся в том, что кривая уменьшается. Способность этих трех функций соответствовать экспериментальным данным тяжелосреднего циклона была недавно рассмотрена в работе [26].
Таким образом, имеется ряд альтернативных моделей кри、 вой разделения. Часть из них неверна или для тяжелосредной сепарации, или для гравитационного процесса. Лучшие существующие модели, это, вероятно, эмпирические регрессионные модели, основанные на большом количестве непрерывно полу' чаемых данных, для оборудования, производимого компаниями и по их лицензии [27, 28j. Они используются компаниями для проектирования с помощью моделирования и для получения гарантированных показателей. Однако они обычно не встречаются в литературе. Действительно, модели, подходящие для непосредственного моделирования процесса, почти полностью отсутствуют. Те что имеются, являются главным в области тяжелосредной сепарации, а не гравитационного обогащения и имеют скорее специфичное применение [29]. Лучшей из опубликованных общей эмпирической регрессионной моделью для высокоплотных тяжелосредных циклонов является, вероятно, модель, описанная в работе [30].
Обобщая, можно утверждать, что имеется серьезный недостаток адекватных общих моделей как для тяжелосредной сепарации, так и для гравитационного обогащения. В Центре по изучению минералов Юлиуса Критшнита в настоящее время разрабатывается методология для феноменологического моделирования этих процессов. Частный аспект, который является необходимой частью любой такой прогнозирующей модели,——чувствительность этого процесса к крупности частицы; таким образом, модели должны быть рассчитаны для разных процессов, развивающихся в различных режимах потока частицы и среды [31]. В частности, влияние реологии среды на сепарацию тонких частиц в процессах тяжелосредной сепарации, как известно, значительно, но количественное определение взаимосвязи до сих пор затруднено из-за проблемы с измерениями. Эти проблемы недавно были преодолены разработкой подходящего инструментария н прогресс моделирования тяжелосредной сепарации налицо. Моделирование грави-
тационного обогащения отстает от других процессов, потому что теряется интерес из-за меньшего применения самого процесса. Однако ситуация быстро меняется, так как увеличивается роль дешевых методов гравитационного обогащения в качестве предварительной и контрольной концентрации. Таким образом, прогресс в моделировании этих процессов вероятно будет ускорен.
Заключение. Моделирование — важный инструмент в проектировании, который широко применяется во многих областях. Он поздно пришел в процесс обогащения минералов, главным образом, из-за трудностей определения характеристик частиц и поведения процессов. Однако в последние годы прогресс ускоряется и моделирование теперь ценный помощник в проектировании, в частности, циклов дробления и измельчения. В течение нескольких последних лет модели, которые являются достаточно точными для целей проектирования, будет применяться для большинства других процессов обогащения минералов.
Список литературы
Austin, L. 6., and Klitnpel, R. R, Modelling for scale-up tumbling ball mills, Control '84, J. A. Herbst (ed), SME/AIME, New York, 167—184, 1984.
Hetbst, J. A., Lo, У. C., and Rajamani, K-, Population balance model predictions of the performance of large-diameter mills, Mini-symposium on Mill Design and Grinding Performance of Large Ball Mills II, SME/AIME, Salt Lake City, Utah, 1 — 12, 1983.
Horst, E and Freeh, £. /., Mathematical modelling applied to analysis and control of grinding circuits. Part 1, Development of Comminution , Models, AIME Annual Meeting, Denver, Colorado, Preprint No. 70—В—27, 27 pp, February 15—19, 1970.
Keisa/f, D. E, Reid, K・几 and Restarick, C. J., Continuous grinding in a small wet ball mill, Part I — A study of the distribution of residence time, Powder Technology, 3, 170—178, 1967/68.
Lynch, A. /., Mineral crushing and grinding circuits, their simulation, optimisation, design and control, Elsevier Scientific Publishing Co., Amsterdam, 340 pp, 1977.
Lynch, A. /., Whiten, IT. /., and Narayanan, S. S., Ball Mill Models: their evolution and present status, Paper presented at AIA\E Arbiter Symposium, New Orleans, 1986.
Kavetsky, 4., and Whiten, W\ /., Scale-up relations for industrial ball mills, Proc. Australas, Inst. Min. Metall., No. 282, 44—55, 1982.，
Whiten, W. J., A model for simulating crushing plants, J. S. Afr. Inst. Min. Metall., Vol. 72, p. 257—264, 1972.
Whiten,步.几 and White, M. E, Modelling and simulation of high tonnage crushing plants, XII Int. Min. Proc. Congr. (Brazil), Iron Vol. II, 148—158, 1977.
Kelsall, D.尸.，A further study of the hydraulic cyclone, Chern. Eng. Sci., Vol. 2, 254—273, 1953.
Yoshioka, AC, and Hotta, У., Liquid cyclone as a hydraulic classifier, Chem. Eng. JpiL, Vol. 19, 632—640, 1955.
DeKok, S. K・，Symposium on recent developments in the use of hydrocyclones—a review, J. Chem. Metall. Min. Socl. S, Afra., Vol. 56, 281 — 294, 1956.
Lynch, A.丄，and Rao, T. C., Digital computer simulation of comminution systems. Proc. 8th Comm, Min. Metall. Congr., Aust., N. Z., Vol. 6, 597—606, 1965.
Duckworth, G A., and Lynch, A. /., The effect of some operating variables on autogenous grinding circuits and their implication tor control, XIV Int. Min. Proc. Congr., Toronto, p. 1.1 —1.21, 1982.
Kelsall, D. F., Application of applicability in the assessment of flotation systems, Trans. Inst. Min. Met., Vol. 70, 191—204, 1961.
King, R. P” Model for the design and control of flotation plants, Application of computer methods in the mineral industry, S. Afr. Inst. Min. Met, p. 341, 1973.
Lynch, A. J., Johnson, M M., Maniapig, E V., and Thorne, G. C., Mineral and coal flotation circuits, Elsevier Scientific Publishing Company, p. 291, 1981.
Jowett, Д., Gangue mineral contamination of froth, Brit. Chem. Eng. II, p. 330—333, 1966.
Narayanan, S. S., Development of a laboratory single particle breakage technique and its application to ball mill modelling and scale-up, Ph. D. thesis (under examination), University of Queensland, Australia, 1985.
Narayanan, S. S, and Whiten, IF.丄，Determination of comminution characteristics of ores from single particle breakage tests, Paper submitted to Trans. Inst. Min. Metall., Section C, 1985a.
Narayanan, S. S., and Whiten,呼.J., Scale-up procedure for industrial ball mills using single paricle breakage data. Paper submitted to Trans. Inst. Min. Metall., Section C, 1985b.
Tarjan, G, Application of distribution fuctions to partition curves, Int. J. Miner. Process., 1, 261—265, 1974.
Erasmus, T. C., Plotting a smooth curve to the experimentally determined co-ordinates of a Tromp curve, Coal, Gold and Base Minerals of S. A., p. 63—67, 1973,
Gottfried, B. S, A generalisation of distribution data for characterising the performance of float-sink coal cleaning devices, Int. J. Miner. Process., 5, p. 1—20, 1978.
King, R. A, and Juckes, A. H, Cleaning of fine coals by dense-medium hydrocyclone, Powder Tech., 40, p. 147—160, 1984.
Stratford, K. /., and Napier-Munn, T. /., Functions for the mathematical representatfon of the partition curve for dense medium cyclones, Submitted to APCOM Symposium, 1986.
Absil, /. K., Keuning, M., and Meerman, P. G, Prediction of washery
Рис. 21. Схема лабораторного маятника, используемого для измерения характеристик разрушения:
/ — веревка; 2 — отскакивающий маятник;
3 ——подводящий маятник； 4 ——свободный шкив； 5 — свободная нейлоновая нить； 6 — сборная коробка; 7 — стабилизаторы; 8 — легкий источник н детектор
plant performance by data processing, Роос. 5th Int. Coal Prep. Cong., Pittsburgh, Paper F4, 1966.
Holland-Batt, A. B., Design of gravity concentration circuits by use of empirical mathematical models, Proc. 11th Comm. Min. and Met. Cong., Hong Kong, Paper 21, 1978.
Napier-Munn, T. /., Dense medium cyclones in diamond recovery, M. Sc. thesis, Univ, of Wits., Johannesburg, 1977.
Upadrashta, ^. R., and Venkateswarlu, D., Study of hydrocyclone as heavy media separator, J. Powder and Bulk Solids Tech., 3, p. 22—32, 1982.
Scott, /. A., Davis, /.丄，and Matilapig, E. V., A methodology for modelling dense medium cyclones, Submitted to CMMI Cong., Singapore, 1986.
Nageswararao, K., Further developments in the modelling and scale- up of industrial hydrocyclones, Ph. D. Thesis (unpublished), University of Queensland, 1978.
Приложение 1. Лабораторная техника для определения характеристик разрушения руды. Аппарат со сдвоенным маятником, контролируемый компьютером, разработанный в Центре по изучению минералов Юлиуса Критшнита [19, 20], использовался для проведения опытов по разрушению единичной частицы. Схема такого аппарата показана на рис. 21. Образец определенного размера разрушался при известном уровне приложенной энергии и энергия дробления, определяемая как экергия, способная разрушить частицу, измерялась с помощью контроля движения отскакиваемого маятника после удара с использованием сигнала компьютера.
Обычно в опытах на руде для определения функции распределения разрушения при моделировании в шаровой мельнице образец известной крупности (например, —9,5+8; —5,6十4,75 и ——2,8+2,36 мм) разрушается при четырех уровнях приложенной энергии для каждого класса крупности. Распределение по крупности продуктов опытов описывается как один параметр семейством кривых [21]. Параметр распределения по крупности определяется специфичной энергией дробления, выраженной в киловатт-час на тонну, действие размера частицы нормируется в этой зависимости [19]. Следовательно, распределение продукта по крупности, полученное разрушением частиц класса —5,6+4,75 мм при избранном уровне приложенной энергии, рассчитанной по этой зависимости, применяется для 106
определения функции распределения разрушения определенной руды.
При моделировании дробления маятниковые опыты проводились на пробах крупностью —26,9+18,75; —18,85+13,33: ——9,5+8 и ——5,6+4,75 мм при четырех уровнях приложенной энергии для каждого класса. Две зависимости были разработаны по этим результатам для описания показателей дробления. Одна зависимость описывает распределение продукта относительно первоначальной крупности как функцию параметра распределения по крупности. Вторая зависимость используется для определения удельной приложенной энергии (кВт-ч/т) как функции крупности частицы и параметра рао пределения по крупности.
Приложение 2. Уравнения s модели гидроциклона. Параметры, характеризующие работу промышленных гидроциклонов, определяют соотношение между обычно устанавливаемыми переменными с использованием следующих четырех зависимостей:
производительность
Q = KQ【f(&, V£ /с,丄с, 9» 尸Рр)】；
крупность классификации
d^c ~ Ku [f (^с, VF, рр, /с, Ас, 9, Р, 3 g)]； извлечение воды в нижний продукт
Rf = Кю \f (Dg VF, Sp, /с, £Cj BP, pP, g)I;
объем пульпы, извлекаемой в нижний продукт
Rd = Kbit (De, VF, Sp, /с, Лс, 0,尸，Pp, g)],
где Kq, Kd, Kw и Kg — константы, а остальные символы приведены в конце приложения.
Каждое из этих уравнений сформулировано с использованием безразмерных групп, так, что их константы зависят только от характеристик классифицируемых твердых частиц, но не от размера и геометрии циклона. Из одного набора данных пру работе циклона константы Kq, Kd, К初 и К” вместе с параметром а, который описывает кривую уменьшения эффективности, могут быть определены. Кривая уменьшения эффективности описывается следующим уравнением:
Er (d/“ = 100》"ad/£M zJ
'exp (ad/dQ + exp (a) — 2
Эти константы вместе с параметром а могут быть использованы для прогнозирования поведения различных циклонов, работающих на одной руде в разных условиях. Следует подчеркнуть, что изменение распределения по крупности питания
107
циклона не может быть точно рассчитано для этой модели. Однако модель может быть найдена для точного описания показателей промышленного циклона при обычных условиях эксплуатации.
Симв о лы, используемые в модели гидроциклона： Dc — диаметр циклона, м; /с — диаметр круга с площадью, равной площади питающего патрубка циклона, м; Kd — константа в уравнении крупности классификации; Kq — константа в уравнении производительности; К& — константа в уравнении объема извлекаемой пульпы； Kw ——константа в уравнении извлечения воды; Lc — длина цилиндрической секции, м; Р ——давление питания на входе, кПа; Q ——производительность циклона, м3/ч; Q — извлечение воды в нижний продукт, %; Rd ——объемное извлечение пульпы питания е нижний продукт, %; Sp — диаметр спигота, м; d — средний размер частицы, м; VF — диаметр вихревого патрубка, м; d50c — размер частицы в питании, которая имеет равную вероятность перехода как в нижний, так и в верхний продукты вследствие центробежного воздействия, м; а ——параметр, описывающий кривую уменьшения эффективности; 0 ——объемная доля твердой фракции в пульпе питания;九= р/(1——口尸；0 ——полный угол конуса, градус; р — плотность пульпы питания, т/м3.
ВЫЯВЛЕНИЕ ПОДХОДОВ К АВТОМАТИЧЕСКОМУУПРАВЛЕНИЮ ПРОЦЕССАМИ ОБОГАЩЕНИЯ
Д. Дж. МакКи, А. Дж. Торнтон, Центр по изучениюминералов Юлиуса Крутшнита, Австралия
Введение. Автоматические контролирующие системы на основе компьютера для процессов переработки минерального сырья интенсивно разрабатываются во всем мире уже более 20 лет. За это время были разработаны различные системы контроля для ограниченного числа процессов, главным образом, для дробления, измельчения и флотации. Хотя и имеются проблемы, которые надо преодолеть обогатительным контролирующим системам, не возникает сомнений в том, что промышленность рассматривает контроль как средство, увеличивающее технологические и экономические показатели предприятий. Доказательством такого утверждения является то, что большое число предприятий, в частности в Южной Америке, используют контролирующие системы.
В этой главе основное внимание уделено подходам к управлению, которые выяснились с первого периода разработок. Растет тенденция к применению более современной контроли- 108
рующей техники, чтобы или заменить, или дополнить традиционные методы управления. Рассмотрено применение таких методов в дроблении, измельчении и флотации.
Требования к системам управления. Ни одна система управления не возможна без первоначального обоснования и одобрения потребителем, а затем технической и личной поддержки, чтобы превратить концепцию в работающую систему. Эти факторы всегда были необходимы с самого начала работ по контролю и они будут уместными в будущем.
Обоснование для системы управления. Вначале следует признать, что автоматическое регулирование не является существенным для работы большинства современных обогатительных процессов. В циклах дробления, измельчения и флотации в течение десятилетий используется ручное управление, часто лишь с ограниченным контрольно-измерительным оборудованием. Во многих случаях циклы работают с высокой эффективностью при ручном управлении.
Обоснование системы управления обычно основано на одном из двух следующих рассуждений:
улучшение показателей процесса (эффективности);
уменьшение эксплуатационных затрат (энергия, реагенты, трудоемкость).
Если системы регулирования тщательно не спланированы и, в частности, спроектированы для реальных целей, которые относятся к определенному циклу, то не похоже, что хотя бы одно из обоснований будет достигнуто. С другой стороны, хорошо разработанная и выполненная система повысит эффективность и уменьшит эксплуатационные затраты.
Практически, обоснование системы регулирования отличается в зависимости от того, находится ли рассматриваемый цикл в стадии эксплуатации или в стадии проектирования. Си- С1емы регулирования для существующих циклов должны удов- летзорять одному из критериев — увеличению эффективности или уменьшению затрат.
За последние 10 лет значение систем регулирования изменялось. Множество фирм, производящих приборы и компьютеры, продают «распределенные системы контроля》， которые на основном уровне снабжены эффективными операционными устройствами для замены больших диспетчерских помещений, содержащих панели с приборами. Реальный уровень автоматического управления в таких системах часто ограничен. Однако существует запас для расширения аппаратного оборудования и программного обеспечения для разработки систем управления. В настоящее время большинство новых предприятий объединяют такие системы основного уровня, которые могут быть легко обоснованы другими факторами, а не увеличением эффективности процесса.
Технические аспекты систем управления. Имеется ряд технических аспектов, относящихся к разработке системы управления, включая:
контрольно-измерительные приборы；
компьютеры и программное обеспечение для контроля процесса;
понимание процесса;
техника контроля управления.
Первые 邛11 пункта из перечисленных в настоящее время успешно удовлетворяют требованиям различного уровня. Но- Ebie приборы pi программное обеспечение компьютера стано- вятся все более доступными, в то время как понимание процессов, которое так необходимо для разработки эффективной системы управления, продолжает улучшаться.
Важная современная тенденция — появление новой техники управления, обычно называемой современным контролем, который или заменяет, или совмещается с классическим ПИ регулированием. Эта техника в настоящее время применяется при переработке различных минералов и рассмотрена ниже.
Факторы квалификации персонала. Конечный элемент работы системы управления связан с человеческим фактором. Это тяжелое требование для специального персонала — разработать и эксплуатировать системы управления. Квалифицированный персонал по установке и эксплуатации электронной аппаратуры компьютера всегда в дефиците на горных предприятиях и их недостаток ограничивает успех автоматического управления. Эта ситуация будет продолжаться.
Несмотря на утверждения противников, успешная система управления невозможна без квалифицированного персонала, чтобы проводить стратегию разработки и подходящей модификации. Лучший инженер для такой задачи ——специалист, разбирающийся как в процессе, так и в технике управления,— это редкая из возможных комбинация. Потребность в таких специалистах увеличивается так же, как и скорость, с которой разрабатываются новые системы управления, и успех будет зависеть от их пригодности.
Типы системы управления. Предварительно установлено, чго ряд различной контролирующей техники можно применять в системах управления процессами обогащения. Многие новые разработки в системах управления процессами обогащения включают использование этой различной контролирующей техники. Прежде, чем обсуждать их новое применение, следует ясно представить концепцию каждой системы управления. Условно технику можно разделить на четыре группы.
I — классическое ПИ регулирование. Нет необходимости обсуждать ПИ регулирование, следует только обратить внимание на то, что ПИ регуляторы имеют ограничения, если при-
меняются в процессах с большим временем запаздывания. Если регулятор не расстроен, то его выход будет соответствовать колебаниям процесса. Расстроенный ПИ регулятор обеспечивает очень замедленную реакцию, что не подходит для большинства процессов обогащения, где входящие возмущения нарушают процесс. По этой причине к ПИ регулятору добавляется динамическая компенсация в случае большого времени запаздывания.
При регулировании обогатительного процесса применяют множество ПИ контуров (одноконтурных), работающих в режиме взаимодействия и спаренного режима. Обычная неспаренная техника частично исключает взаимодействие, которое в некоторых системах может быть вредным для показателей.
Проблема настройки ПИ регулятора разрешается с помощью нелинейной природы большинства минеральных операций и изменчивости отклика на изменение контролируемой переменной вследствие изменения руды. Необходимое увеличение нагрузок не постоянно в таких ситуациях, а наложение постоянных увеличений часто приводит к ухудшению показателей регулятора.
В итоге, классическое ПИ регулирование затруднено, если применяется в следующих условиях управляемого обогатительного процесса:
большое время запаздывания в контуре;
взаимодействие между отдельными контурами регулирования;
различные изменения процесса.
Каждая из этих ситуаций в дальнейшем иллюстрируется примером при рассмотрении регулирования дробления, измельчения и флотации. Ряд различной техники регулирования разработан для преодоления этих затруднений.
II, III ——эволюционное 〃 логическое прямое регулирование. Эволюционный подход к системам управления основан на действии механизма регулирования в направлении повышения или снижения эффективности процесса. Фактический тип регулятора не имеет большого значения, так как он служит главным образом для усиления процесса в нужном направлении. Показатель эффективности процесса обычно рассчитывается по промышленным данным и выбранные контролируемые переменные процесса варьируются для изменения показателя в сторону оптимума. Применяется простое регулирующее воздействие, такое как фиксированное ступенчатое изменение переменных. После такого изменения и некоторого периода ожидания определяется изменение показателя и производится следующее воздействие.
Логическое прямое управление ——идея, в которой регулирующие воздействия устанавливаются в подражание воздей-
Рис. 1. Компоненты системы управления на основе моделей [2]:
/ ——операция обогащения; 2 — стандартный контур регулятора управления； 3 — контроллер; 4 — оптимизатор； 5 — модель； 6 — блок сравнения； 7 — компьютер; 8 — контролирующая функция
ствиям, установленным экспериментально, вручную оператором. Использование логического прямого управления для флотационных циклов рассмотрено в работе [1], где утверждается, что такая на вид простая концепция часто дает в результате исключительно сложные логику и решения. Установка границ для опытов по логике часто затруднено, так как значения границ зависят от характеристик руды и других условий эксплуатации.
Логическое прямое управление и эволюционное управление не полностью удовлетворяют подходам регулирования, так как недостатки ПИ регулирования остаются и вырисовываются также другие трудности. Достоинство подходов заключается в улучшении распознавания особенностей контролируемых объектов для применений.
IV ——управление на основе моделей. Современная техника регулирования, применяемая при обогащении, распадается на две категории: самонастраивающееся, или адаптивное, регулирование и оптимальное. В обоих случаях линейные модели процесса используются для прогнозирования измеряемых и неиз- меряемых переменных процесса; таким образом обеспечивается лучшая информация, на которой основано регулирующее воздействие.
При стандартных ПИ регуляторах пропорциональные и интегральные параметры настриваются на средние показатели динамического процесса. Однако, так как характеристики про- 112
цесса могут изменяться, стандартный ПИ регулятор иногда может давать неадекватные показатели.
Самонастраивающиеся контроллеры способны модифицировать контролируемые параметры в соответствии с постоянно изменяющимися динамическими характеристиками процесса. ПИ регулятор, способный адаптировать свои параметры к обстановке процесса, — тип адаптационного регулятора.
Система управления, основанная на моделях, показана на рис. 1 [2J. Функция оценщика ——объединить прогнозы модели и измерения процесса для определения состояния системы. Оптимизатор выбирает набор регулирующих воздействий, которые рассчитывают для максимизации или минимизации целевой функции. Устанавливаемые значения ПИ контроллеров рассчитываются в процедуре оптимизации.
Стабилизация 〃 оптимизация s системе управления. К альтернативной классификации управляющих систем относится группа стабилизации или оптимизации. Почти во всех случаях вначале необходимо стабилизировать процесс, прежде чем пытаться оптимизировать эффективность процесса. Большинство стабилизирующих систем разработано с использованием простых приборов ПИ регулирования, хотя позже было установлено, что может быть использована техника на основе моделей.
Устойчивый процесс не является необходимостью для работы при оптимальной эффективности, а задача стратегии оптимизационного управления более высокого уровня заключается в обеспечении установленных значений для стабилизирующей системы, что даст в результате увеличение эффективности процесса. Во многих случаях оптимальная эффективность интерпретируется как оптимальная экономическая. Простейшие системы оптимизации всегда рассматривались как оптимизация эволюционного типа. Однако некоторая форма модели процесса, которая способна обеспечить более точный прогноз поведения процесса, является действительно существенной для эффективной оптимизации. В связи с этим большинство систем оптимизационного контроля в настоящее время являются стратегиями на основе модели.
Системы управления циклами дробления. Основной объект регулирования в цикле дробления——максимизация производительности по питанию, в частности потому, что это обычно имеет результатом получения более тонкого продукта. Максимальная производительность обеспечивается, в первую очередь, подбором соответствующей дробилки и производительности грохота и исключением других узких мест цикла, что относится к конвейерам, питателям и накопительным бункерам. Затем основная задача регулирования включает в себя уменьшение колебаний переменных параметров на фабрике и затем
управление процессом с показателями как можно ближе к предельным.
Основные измеряемые переменные в цикле дробления —— мощность дробилки, уровень руды в дробилке, ограниченное число измерений массы и в редких случаях измерения крупности питания и продукта. Регулируемыми переменными, доступными для манипулирования, являются скорость подачи питания (руды), т. е. ширина питающей щели и ширина разгрузочной щели дробилки, хотя последняя переменная обычно устанавливается на длительное время.
ПИ регулирование с обратной связью. Простые контуры с обратной связью использовались для регулирования дробилки на фабрике《Маунт Айза» в 1970—71 гг. [3]. Система позволила достигать 12%-го увеличения пропускной способности при уменьшении крупности продукта. Такая система признает ряд возможных вынужденных изменений параметров (например, мощности дробилки, уровня руды в дробилке, ограничения скорости конвейера) с отдельным контроллером для каждого из них. Скорость подачи питания может увеличиваться до тех пор пока не будет достигнуто первое ограничение при использовании ПИ контроллеров с обратной связью.
На большинстве фабрик применяют процессы с большим временем запаздывания, так как питатели часто не разгружаются в чашу дробилки. Стандартные ПИ контроллеры не соответствуют таким схемам. Необходимо обеспечить модель процесса, которая включает действительное время запаздывания, и использовать эту модель регулирования входной мощности контроллера. Такой контроллер с динамической компенсацией разработан для оригинального цикла дробления фабрики 《Маунт Айза》[4]. На рис. 2 и 3 показаны схемы использования стандартных ПИ контроллеров и ПИ контроллеров с динамической компенсацией в циклах дробления.
Регулирование дробилок на основе модели. Первое известное применение в промышленных условиях самонастраиваемо- го регулирования дробилок и одно из первых в процессах обогащения минерального сырья для фабрики 《Кнруна》 (Швеция) описано в работе [6] в 1973 г. Здесь самонастраивающееся регулирование заменило традиционное ПИ регулирование, последнее, по-видимому, без динамической компенсации. Сообщается, что использование самонастраивающегося контроллера в среднем повышает мощность дробилки на 15% по сравнению с этим показателем при ПИ регулировании. Самонастраивающееся регулирование позволяет более быстро давать отклик на изменение приводной мощности.
Применение современной теории регулирования к дробильным установкам рассмотрено в работе [7], хотя промышленные испытания еще не проведены. Современное регулирова-
Мощность дробилкиМощность дробилкиПогрешности моделиПогрешности моделим R 5c。м R 5c。Лда，а“а мощностиЛда，а“а мощностиГраница у0夕"夕Граница у0夕"夕Уровень камерыПогрешность моделиУровень камерыПогрешность моделиРис. 2. Система регулирования выходном щели дробилки для получения максимальной производительности по показаниям двух ПИ контроллеровРис. 2. Система регулирования выходном щели дробилки для получения максимальной производительности по показаниям двух ПИ контроллеровМаксиМаксиВесыВесыГраниц^Границ^口口м С 0— Питательм С 0— ПитательРис. 3. Система регулирования дро-билки с динамической компенсациейРис. 3. Система регулирования дро-билки с динамической компенсацией
Мощность дробилки
Мощность дробилки
Погрешности модели
Погрешности модели
м R 5c。
м R 5c。
Лда，а“а мощности
Лда，а“а мощности
Граница у0夕"夕
Граница у0夕"夕
Уровень камеры
Погрешность модели
Уровень камеры
Погрешность модели
Рис. 2. Система регулирования выходном щели дробилки для получения максимальной производительности по показаниям двух ПИ контроллеров
Рис. 2. Система регулирования выходном щели дробилки для получения максимальной производительности по показаниям двух ПИ контроллеров
Макси
Макси
Весы
Весы
Границ^
Границ^
口
口
м С 0— Питатель
м С 0— Питатель
Рис. 3. Система регулирования дро-билки с динамической компенсацией
Рис. 3. Система регулирования дро-билки с динамической компенсацией
ние основано на математической модели процесса, которая работает в реальном масштабе времени. Модель используется для оценки наилучшего значения контролируемых переменных для оптимизации процесса.
Существенная особенность подхода — разработка динамической модели дробилки, которая может прогнозировать крупность продукта, пропускную способность и потребляемую мощность дробилки. Фильтр Калмана используется для обеспечения оптимальных оценок эксплуатационных переменных дро- j билок, после чего алгоритм оптимального контроля определя- I ет значения контролируемых переменных или заданное значе- 1ние для контроллеров обычного ПИ типа.
Извлекаемая польза от такого подхода по сравнению с другими методами регулирования заключается в лучшем распознавании нарушений процесса и в более быстрой манипуляции F контролируемыми переменными, что приводит к повышению эффективности процесса.
Регулирование циклов измельчения. С точки зрения систем регулирования процессов обогащения минерального сырья более значительные усилия сделаны и достигнуто больше успехов в системах регулирования мельниц по сравнению с другим оборудованием. Это является следствием того, что доходы от регулирования легко подсчитываются (особенно увеличение производительности), а также потому, что задача управления более простая, чем при дроблении или флотации.
Регулирование с обратной связью циклов измельчения. Область применения техники регулирования с обратной связью
Рис. 4. Типичная зависимость мощности привода мельницы N от массы руды М в мельнице само- и полуса- моизмельченияРис. 4. Типичная зависимость мощности привода мельницы N от массы руды М в мельнице само- и полуса- моизмельченияРис. 5. Зависимость извлечения минералов £ от добавки собирателя С при изменении типа руды и реакции флотацииРис. 5. Зависимость извлечения минералов £ от добавки собирателя С при изменении типа руды и реакции флотации
Рис. 4. Типичная зависимость мощности привода мельницы N от массы руды М в мельнице само- и полуса- моизмельчения
Рис. 4. Типичная зависимость мощности привода мельницы N от массы руды М в мельнице само- и полуса- моизмельчения
Рис. 5. Зависимость извлечения минералов £ от добавки собирателя С при изменении типа руды и реакции флотации
Рис. 5. Зависимость извлечения минералов £ от добавки собирателя С при изменении типа руды и реакции флотации
в циклах стержневого, шарового и самоизмельчения до середины 1970-х годов описана в работе [8]. Метод регулирования был очень успешным в достижении увеличивающейся стабильности цикла измельчения и пропускной способности, в частности, для стержневых и шаровых мельниц. Единственное последнее описанное значительное изменение в подходе — широко распространенное использование анализаторов крупности на потоке вместо модели циклона для прогнозирования крупности.
Проблема контролируемых циклов самоизмельчения с использованием ПИ регулирования значительно более трудна. Цель регулирования достаточно ясна и направлена на максимизацию приводной мощности мельницы. В действительности мощность привода мельницы является функцией ее загрузки〉 зависимость мощность — загрузка (рис. 4) не является фиксированной, а представляет собой семейство кривых [9J.
Второе ограничение классического регулирования с обратной связью ——индивидуальные контуры управления могут давать нежелательные взаимодействия. В случае цикла шаровая мельница ——циклон две главные регулируемые переменные——скорость подачи исходного питания и добавка воды в питающий зумпф циклона. Скорость подачи питания часто регулируется для поддержания крупности продукта, в то время как добавка воды изменяется для поддержания устойчивых условий питания циклона. Однако добавка воды в цнклон также значительно влияет на крупность продукта, приводя к возможному нежелательному взаимодействию между регулируемыми переменными. Современное регулирование в настоящее время применяется для преодоления некоторых из этих трудностей классического регулирования.
Регулирование цикла измельчения на основе модели. Использование технологии регулирования на основе модели [2] обычно исследовано для управления простого цикла шаровая
мельница ——циклон. Упрощенная математическая модель шаровой мельницы, содержащая три дифференциальных и шесть алгебраических уравнений, была использована для динамических прогнозов в потоке. Оценочная часть рис. 1 обеспечивается расчетами фильтра Калмана, которые также обеспечиваются оценкой изменений твердости руды в потоке. Целевая функция включает минимизацию отклонений как крупности, так н скорости питания от установленных значений. Испытания цикла пилотной установки показали, что оптимальная регулирующая система имеет более быструю реакцию, чем классическое регулирование, с уменьшенным временем периода отклонений переменных от установленных значений.
Вариации темы оптимального регулирования для промышленных циклов измельчения опубликованы в работах [10, 11]. В первом случае рассмотрено регулирование циклов, включающих рудногалечные мельницы. Проблемы регулирования в этом случае аналогичны проблемам самоизмельчения и успех с установкой рудногалечных мельниц означает, что подход современного регулирования должен быть таким же, как для решения регулирования самоизмельчения. Модель в потоке, способная прогнозировать взаимосвязь мощности и загрузки шаровой мельницы самоизмельчения,——основное требование для эффективного регулирования самоизмельчения.
Проблема современной теории регулирования заключается в том, что она недостаточно понята и метод считается трудным с точки зрения высшей математики. Ситуация сильно облегчается или комментариями о наличии подходящего технического персонала, или требованием к одновременному хорошему знанию металлургического процесса, компьютерной техники и элементов теории современного регулирования.
Системы регулирования для флотационных циклов. Разработка эффективных систем автоматического регулирования флотационных циклов зат會днена. Флотационное регулирование осложняется проблемами из-за трудности установки реальных целей регулирования и экстремальной изменчивости реакции процесса, обусловленной изменением типа руды, который дает в результате широкий диапазон технологических показателей. Классическое ПИ регулирование имеет проблемы с охватом требований для флотационных систем регулирования. Некоторые новые подходы, и главным образом адаптационное регулирование, выявлены как подходящие для автоматического регулирования процессов пенной флотации.
ПИ регулирование циклов флотации. Традиционная техника регулирования, например ПИ регулирование с обратной связью, показывает в определенных случаях увеличение стабильности и общей эффективности флотационных циклов. Эти традиционные подходы не отвечают за нелинейные с изменя-
ющимися во времени характеристиками флотационных установок.
Первая система флотационного контроля установлена на медной фабрике 《Маунт Айза» [12]. Качество хвостов основной флотации регулировали добавкой собирателя в первичное измельчение в качестве контролируемой переменной. Выбор подходящего качества хвостов основной флотации составляет главную проблему этой системы. Проблема выбора селективности вызывается нелинейной зависимостью извлечения в основной флотации от добавки собирателя (рис. 5). Область вы- полаживания кривой соответствует области, в которой теряется собиратель. Область в районе перегиба кривой ——желаемая область действия системы регулирования. Однако в этой точке зависимость нелинейна.
Проблема выбора заданного значения будет затрудняться изменяющейся во времени природой флотационного процесса. Каждая кривая, показанная на рис. 5, характеризует частную смесь питания (т. е. тип руды). Оптимальная скорость добавки собирателя может таким образом рассчитываться при изменении типа руды.
В действительности линейные контроллеры с обратной связью не подходят для использования в таких ситуациях, и относительно новый метод описан [13] для исследования оптимального состояния медленного нелинейного изменяющегося во времени процесса. Применение такой технологии рассмотрено ниже с частичной ссылкой на проблему регулирования, описанную выше.
Контроллеры с обратной связью обычно применяют ПИ алгоритмы с фиксированными параметрами. Эти алгоритмы «настроены» в соответствии со средней динамической реакцией процесса. Во флотационных циклах изменяющиеся тип руды, качество питания и циркулирующие нагрузки изменяют динамическое поведение процесса. Контроллер таким образом должен постоянно перенастраиваться или быть настроен на положение средней динамической реакции. Первый подход —— требуемое время, в то время как второй может привести к длительным периодам менее чем оптимальных показателей.
Пример переменной реакции — перечисткой свинцовый цикл на фабрике 《Маунт АНза》. Динамический отклик свинцовой перечистки может изменяться очень быстро, что делает использование самонастраивающегося регулирования обязательным. Рис. 6 показывает график устойчивого состояния прироста процесса, между расходом воздуха и качеством концентрата, до и после выключения мельниц первичного измельчения. До выключения измельчения прирост составлял примерно ——25, а после выключения прирост изменился до значения около ——250%/(м3 -с). Крупные изменения в поведении ясно доказы-
Рис. 6. Изменение характеристики процесса в результате нарушения цикла флотации свинца:п — номер образца, отобранного с интервалом 7 мин； А — половина мельниц остановленаРис. 6. Изменение характеристики процесса в результате нарушения цикла флотации свинца:п — номер образца, отобранного с интервалом 7 мин； А — половина мельниц остановленаНарушенийНарушенийРис. 7. Схема самонастраивающегося контроллераРис. 7. Схема самонастраивающегося контроллера
Рис. 6. Изменение характеристики процесса в результате нарушения цикла флотации свинца:
п — номер образца, отобранного с интервалом 7 мин； А — половина мельниц остановлена
Рис. 6. Изменение характеристики процесса в результате нарушения цикла флотации свинца:
п — номер образца, отобранного с интервалом 7 мин； А — половина мельниц остановлена
Нарушений
Нарушений
Рис. 7. Схема самонастраивающегося контроллера
Рис. 7. Схема самонастраивающегося контроллера
вают применение самонастривающихся или адаптивных систем контроля.
Регулирование флотационных циклов на основе модели. Самонастраивающееся регулирование является специфической разновидностью систем адаптивного регулирования. Самонастраивающееся регулирование флотации применяется на фабриках 《Маттагами》 [14], «Брунсвик» [15] и 《Маунт А访за》 [16].
Схема самонастраивающегося контроллера показана на рис. 7. Цель ——регулирование производительности процесса на установленном значении управлением входных переменных в присутствии неизмеряемых нарушений процесса. В авторегрессивной системе идентификации движущаяся средняя (ARMA) модель приспосабливается к процессу при каждом регулируемом воздействии. Простой рекурсивный алгоритм наиболее часто используется для поддержания параметров модели:
У (' + 1) ~ а[У (/)+• — + апУ (f—孔 + 1) + bgU (0 + • • •
+ bnu (Z—九 + 1) + e(方), (1)
где у(%)——выход процесса во время %; 〃(％)——вход процесса во время /; £ (/) —выходной шум во время /；仪^—ап, Ьо—bn— параметры модели.
Так как параметры модели а\——ап и Ьо——bn постоянно поддерживаются, то уравнение (1) с приемлемой точностью прогнозирует динамическое поведение процесса. Параметры модели могут быть затем использованы для расчета параметров
Рис. 8. Схема персчистного цикла свинцово-цинковой фабрики 《Маунт Айза»Рис. 8. Схема персчистного цикла свинцово-цинковой фабрики 《Маунт Айза»Рис. 9. ARMA модель для прогнозирования зависимости извлечения е минерала от добавки собирателя С в грубой флотации:/ — учитываемое извлечение； 2 — модельРис. 9. ARMA модель для прогнозирования зависимости извлечения е минерала от добавки собирателя С в грубой флотации:/ — учитываемое извлечение； 2 — модель
Рис. 8. Схема персчистного цикла свинцово-цинковой фабрики 《Маунт Айза»
Рис. 8. Схема персчистного цикла свинцово-цинковой фабрики 《Маунт Айза»
Рис. 9. ARMA модель для прогнозирования зависимости извлечения е минерала от добавки собирателя С в грубой флотации:
/ — учитываемое извлечение； 2 — модель
Рис. 9. ARMA модель для прогнозирования зависимости извлечения е минерала от добавки собирателя С в грубой флотации:
/ — учитываемое извлечение； 2 — модель
контроллера. При этой методике используется закон регулирования, который всегда подходящим образом настраивается на характеристики протекающего процесса.
Самонастраивающееся регулирование успешно используется на фабрике 《Маунт Айза» в свинцовой перечисткой флотации (рис. 8). Цель управления — поддержание качества готового свинцового концентрата на определенном уровне. Скорость подачи воздуха в перечистку ——контролируемый параметр. Очевидно [16], что самонастраивающееся регулирование в свинцовой перечистке способно компенсировать большой спектр периодических нарушений и изменений нагрузки.
Следующий уровень регулирования (оптимизирующий) не связан со стабилизацией процесса. Оптимизационное регулирование стремится к установлению максимальной эффективности процесса. На фабрике «Пюхасалми» в Финляндии была разработана успешная стратегия оптимизационного регулирования [17]. В этой системе дозирование сульфата меди в основную цинковую флотацию устанавливается для максимизации извлечения во всем цикле флотации цинка. Стабилизирующее регулирование, использующее расход воздуха и уровень пульпы для стабилизации качества и скорости потока, при перечистке промпродукта также широко используется.
При оптимизационном регулировании определяется влияние сульфата меди на качество концентрата основной флотации и хвостов контрольной флотации. Используемое регулирование применяют множественную линейную регрессию для обработки данных, собранных за 3 ч и заложенных в процесс автомати- 120
ческого управления. По этой процедуре может быть определено влияние расхода сульфата меди на изменение извлечения и таким образом требование увеличения или уменьшения его дозировки. Время, необходимое на изменение расхода сульфата меди, определено с помощью оптимизационной системы регулирования, обычно составляет 6——30 мин.
На фабрике《Пюхасалмн》отмечено [17], что автоматическое регулирование позволяет увеличить содержание цинка в готовом концентрате на 1 %, а извлечение цинка на 2%. Специалисты фабрики «Маунт Айза》 [16] утверждают, что такой тип системы регулирования медленно адаптируется к изменению типа руды. Это происходит вследствие необходимости сбора данных за длительный промежуток времени для целей регрессии.
Оптимизационная технология может преодолеть указанную проблему [13]. В этой технике используется нелинейная модель ARMA:
〃(/+ 1) = %夕？)+5/(/-d) + %"(f-分2+1),
где D — константа; другие параметры те же, что в уравнении (1).
Модель в уравнении (2) быстро подлаживается к динамическому процессу, используя стандартный рекурсивный алгоритм, без необходимости длительного сбора данных.
Постоянная структурная часть уравнения (2) может быть «выделена» и использована для целей оптимизации следующим образом. В постоянной части
у (t -\~ \ } = у (t) = Y и и (/—d) = U.(3)
:Затем из уравнения (2):
IУ(1—&) = &U2 + dU + D,(4)
}Y = -^-(b^ + bJU + DY(5)
;1 一 4
:С подходящей нелинейной ARMA моделью такой подход мо-
'жет быть использован для получения приближенной зависимости собиратель ——извлечение. Модель также может быть использована для расчета оптимальной скорости подачи собирателя. Этот подход должен решить главную проблему системы регулирования основной флотации на фабрике 《Маунт Айза》， а именно трудность выделения хвостов основной флотации установленного качества. Рис. 9 показывает, как зависимость собиратель — извлечение может быть аппроксимирована с помощью модели.
С помощью техники моделирования, описанной выше, возможна точная стратегия оптимизации флотации на основе мо-
дели. Насколько известно авторам, такая нелинейная техника моделирования еще не применяется во флотации.
Автоматизация других минеральных процессов. Для других широко применяемых в обогащении минерального сырья процессов системы регулирования применяются редко. В частности, процесс тяжелосредной сепарации и гравитационного обогащения недостаточно автоматизированы в основном из-за отсутствия подходящих контрольно-измерительных приборов. Для эффективного управления качеством потоков крупного продукта и вязкости среды требуется эффективное регулирование качества отходов и извлечения металлов. Однако по мере того, как будет увеличено применение техники тяжелосредного и гравитационного обогащения, работы по разработке систем регулирования и приборов будут продолжены.
Заключение. Из этого обзора достижений по системам регулирования, разработанных для процессов обогащения минера- лов, можно сделать следующие выводы:
применение регулирования для улучшения процесса, а не замена оператора;
классическое ПИ регулирование с обратной связью эффективно, но ему присущи недостатки, связанные с непредсказуемыми реакциями процесса на многие нарушения. Использование современной техники регулирования, применяющей модели процесса в потоке для формирования регулирующего действия, начинает широко распространяться. Будущее видится в комбинировании классического регулирования и современной техники с целью эффективной оптимизации процессов.
Список литературы
McKee, D.丄，The evolution of flotation control systems, Computers in Mining— 1983, (Australas. Inst. Min. Metall., Brisbane), 179—185, 1983.
Herbst, J. A, and Rajamanl, K., The application of modern control theory to mineral processing operation, in Proceedings, 12th CM MI Congress, Vol. 2 (ed. H. W. Glenn)( (South Afr. Inst. Min. and Met., Johannesburg), 779—792, 1982.
Fewings, J. H., and Whiten, .^- J・，Crushing control systems development Mount Isa Mines Limited, IFAC Symp. on Automatic Control in Mining, Mineral and Metal Processing, Inst. Eng. Aust., Sydney, 119—124, 1973.
Maniapig, £. V., and Watsford, R. M. S., Computer control of lead/zjnc concentrator crushing plant operations of Mount Isa Mines Limited, 4th IFAC Symp. on Automation in Mining, Mineral and Metal Processing, (Finnish Soc. Aut. Control, Helsinki), 435—445, 1983.
Whiten, W.丄 Models and control techniques foe crushing plants, Control 84, Minerals/Metallurgical Processing, A. I. M. E. Annual Meeting, Los Angeles, 217—225, 1984,
Borrison, U., and Sy ding, R., Self-tuning control of an ore crusher, Auromatica, vol. 12, 1—7, 1976.
Herbst, J. 4, and Oblad, A. £., Modern control theory applied to crushing. Part I, Development of dynamic model for a cone crusher and optimal estimation of crusher operating variables, IFAC Symp. on Automation for Mineral Resource Development, (Inst. Eng. Aust., Brisbane), 1985.
Lynch, A. /., Mineral Crushing and Grinding Circuits, p. 217, Elsevier, Amsterdam, 1977.
Duckworth, G. A., and Lynch, A. J., The effect of some operating variables on autogenous grinding circuits and their implications for control, XIV Int. Min. Proc. Congr., (CIM, Toronto), 1982.
Gosstnan, G. /., and Buncombe, 4, The application of a microproces' sor based multivariable controller to a gold milling circuit. 4th IFAC Symp. on Automation in Mining, Mineral and Metal Processing, (Finnish Soc. Aut. Control, Helsinki), 141 —152, 1983.
Jasma, S. L., Melama, H., and Peniinnen, /., Design and experimental evaluation of multivariable grinding circuit control system, 4th IFAC Symp. on Automation in Mining, Mineral and Metal Processing, (Finnish Soc. Aut. Control, Helsinki), 153—162, 1983.
Maniapig, £. V., The dynamic behaviour and automatic control of a chalcopyrite flotation plant, Ph. D. Thesis (unpublished), University of Queensland, 1977.
Barnburner, 1卜.，and Isermann, R., Adaptive on-line optimization of slow dynamic processes, Automatics, Vol. 14, 223—230, 1978.
Hammoude, A., and Smith, H. W.t Experiments with self-tuning control of flotation, IFAC Symp. on Automation in Mining, Mineral and Metal Processing (ed. J. O'Shea and M. Polis), (IFAC, Montreal, Canada), 213— 218, 1980.
Franklin, M. IF., and Hendriks, D. W., Minimum variance control of flotation circuits at Brunswick Mining, CIM Conference of Metallurgists, (CIM, Vancouver), 1985.
Thornton, A, /., The development of new automatic control techniques for flotation plants, Ph. D. Thesis (unpublished), University of Queensland, 1986.
Miettunen, L, The Pyhasalmi Concentrator—13 years of computer control, 4th IFAC Symp. on Automation in Mining, Mineral and Metal Processing, (Finnish Soc. Aut. Control, Helsinki), 391—402, 1983.
ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ЭНЕРГИИ В ПРОЦЕССАХОБОГАЩЕНИЯ
К. С. Эк, профессор, металлургии, Государственныйуниверситет, Льеж, Бельгия
Физические процессы при обогащении руд. Дробление н измельчение. Соотношения энергия — крупность. В конце прошлого века были созданы две теории, связываю-
123
щие энергию, потребляемую в процессах сокращения крупности, с крупностью материала. Риттингер утверждал, что энергия £ пропорциональна увеличению удельной площади поверхности
E = K(Sp-&),(1)
где £ ——энергия, кВт; К ——константа; S#, S『 ——удельная площадь поверхности соответственно готового продукта и питания, м2/кг.
Кик предложил другой закон определения энергии Е‘， основанный на зависимости деформации от силы сжатия
Ef = К (In 山一In d J,(2)
где К' — константа； df, dP — модули крупности соответственно питания и готового продукта, м.
Если эти два уравнения выразить через единицу массы, то получим две зависимости для энергии £и и £zu
Eu-fn(3)
Е\^Г (d°).(4)
В 50-х годах Бонд предложил «третий закон разрушения》， в соответствии с которым
E"u = K"(Vd；-Vd^/ К27,(5)
где модули крупности d определяются коэффициентом k8o распределения крупности Годена ——Шумана. Однако большее значение имеет новый метод исследования измельчаемости, в соответствии с которым
% = Е"Vd^^ Уй；］^-^!：^,(6)
где Wi ——индекс работы, кВт-ч/т; Е"——общая потребляемая энергия, кВт-ч/т.
Здесь Wi определяется энергией, расходуемой на разрушение 1 т материала от первоначальной крупности до продукта с модулем крупности 如口，например, равным 100 мкм.
Можно видеть, что уравнение, соответствующее теории Бонда,
Е%П(7)
находится между уравнениями Риттингера и Кика.
Ни один из этих законов не является универсальным, который должен представлять энергию разрушения для всех интервалов крупности. Даже Wi, как может быть показано, изменяется для различных интервалов крупности и типа оборудования.
Таблица 1
Потребление энергии на канадских фабриках, кВт-ч/т
Тип руды
Число фабрик
Дробление
Измельчение
Общее
Железная Медная Медно-никелевая Цинковая Молибденовая Свпнцово-цинковая Медно-цинковая
11
10
6
9
2
4
4
0,9—5,3 0,1—4,8 2,4-13,5
1-11,2 1-6,8
1,4—5,5
2,5-4,2
2,7—26,9
6,7-16,8
9,6—15,8
10,7—19,3
8,4—10,3
12,7—15,7
11,8—16,1
12,2—40,6
9—23,3
19,6—38,6
17,9—52,5
11,3—26,7
17,3-39,7
21,8—42,2
Разработаны более тщательные теории, включающие три и более параметров, но в большинстве случаев для применения в переработке минералов теория Бонда и индекс работы полностью пригодны.
Практические аспекты ——традиционный подход. В основном установлено, что потребление энергии на классической флотационной фабрике может изменяться от 20 до 50 кВт-ч/т и что ее расход на дробление и измельчение составляет 10—20 кВт-ч/т.
На медных, медно-цинковых, свинцово-цинковых и цинковых фабриках, расположенных в США, на дробление расходуется 0,7—3,6 кЕтт/т электроэнергии, а на измельчение 6— 24 кВт-ч/т [1J.
В традиционных циклах сокращения крупности с трехстадиальным дроблением и одно-трехстадиальным измельчением только на процессы дробления потребляется приблизительно 5—7% общей энергии [2].
В 1979 г. Джой опубликовал работу [3], в которой обобщил результаты, полученные на канадских фабриках (табл. 1). Сюда не включены данные по золото-серебряным фабрикам и урановым рудам из-за применения в их технологии переработки гидрометаллургических процессов.
Все данные подтверждают, что затраты на дробление намного меньше, чем на измельчение. Поэтому сделано предположение о переносе энергии, затрачиваемой на сокращение крупностн, со второй операции в первую [4].
Практические аспекты — самоизмельчение. Если руда целиком или частично разрушается под собственным воздействием, то измельчение называют само- или полуса- моизмельчением. Эти операции применяют, если руда имеет подходящие характеристики и требуется тонкое измельчение. В этом случае из руды получается хорошая галя, которая используется как измельчающая среда. Само- или полусамоиз-
駕в основном применяют после дробления в одну
С I <дДИ Ю.к J
следующие схемыследующие схемыВ промышленной практике применяют
следующие схемы
следующие схемы
[5]：
одностадиальное самоизмельчение;
самоизмельчение и дробление;
самоизмельчение, шаровое измельчение и дробление;
самоизмельчение и галечное измельчение；
самоизмельчение и шаровое измельчение;
одностадиальное полуса моизмельчение；
полусамоизмельчение и шаровое измельчение.
чет-чет-Из этих методов наиболее успешно применяют третий, четвертый и седьмой; четвертый главным образом в Южной Африке и Скандинавии, а седьмой ——в Северной Америке.
чет-
чет-
схе-схе-Доказано, что на фабриках, работающих по обычной ме или по схеме с полусамоизмельчением, на одной и той же руде в одинаковых условиях при полусамоизмельчении потребляется на 10—35% энергии больше, чем при обычном измельчении [6], Однако, как известно, избыточное потребление электроэнергии при самоизмельчении компенсируется экономией расхода стали. Эволюция циклов дробления и измельчения с применением мельниц самоизмельчении на двух шведских фабриках подробно описана в работе [7].
схе-
схе-
Разделение по крупности. Введение. На обогатительных фабриках разделение по крупности осуществляется главным образом путем грохочения и (или) гидравлической классификации.
Грохочение основано на прохождении мелких частиц через калиброванные отверстия, что обеспечивает (если грохот до- * статочно длинный) абсолютное разделение.
Гидравлическая классификация основана на разнице в скорости равновесного осаждения частиц с различной плотностью и крупностью. Эта скорость в основном рассчитывается по закону Стокса.
Г рохочение. Общепризнано, что общие характеристики цикла дробление ——грохочение зависят от эффективности грохочения или его надежности. Современные достижения в процессах грохочения заключаются в использовании разнонаклонных грохотов, приспособлений для уменьшения засорения дек и износостойких материалов.
Несмотря на то, что на грохочение потребляется мало энергии, его редко отделяют от дробления, так как их невозможно разделить.
Класси фика ци я. Закон Стокса строго применим к одной сферической однородной частице, падающей в неподвижной жидкости, так что на практике точность разделения не абсолютна, а только эквивалентна. Беглое рассмотрение
■ различных механических устройств, используемых для гидравлической классификации, показывает, как мы далеки от теоретических воззрений. Гетерогенные частицы любой геометрической формы, более или менее агрегированные, осаждаются в перемешивающейся турбулентной пульпе с неизвестной гидродинамикой. Вследствие краткости цикла часть питания поступает в нижний продукт и возвращается в цикл измельчения, вызывая дополнительный расход энергии. Если желательно получить более точную классификацию, то применяют двухстадиальные системы, как с двумя гидроциклонами, так и с
■ гидроциклоном и конусным классификатором, как предлагает в настоящее время фирма 《Оутокумпу》 (Финляндия).
Флотация. Введение. Флотация ——другая часть процесса обогащения, которая потребляет значительное количество энергии, вероятно, того же порядка, что и измельчение. В ра-
'боте [1] приведены следующие показатели для флотации и транспортирования пульпы насосами:
ФабрикаФабрика_ Медно-цинковая, свинцо- Медная_ Медно-цинковая, свинцо- МеднаяПотребление энергии, кВт-ч/т: интервал среднее .Доля от общего потребления, %Потребление энергии, кВт-ч/т: интервал среднее .Доля от общего потребления, %во-цинковая, цинковая5,8-22,939,7927—46во-цинковая, цинковая5,8-22,939,7927—461,39—14,113,4110—321,39—14,113,4110—32энергии: тип линийэнергии: тип линийОсновные факторы, влияющие на потребление и число флотационного оборудования, протяженность транспортирования насосами, план и расположение фабрики,Основные факторы, влияющие на потребление и число флотационного оборудования, протяженность транспортирования насосами, план и расположение фабрики,тип руды и процесса.一во флотационных каме、выше, в настоящее время нет обобщенного рассчитывать потребление энергии их механических харак-тип руды и процесса.一во флотационных каме、выше, в настоящее время нет обобщенного рассчитывать потребление энергии их механических харак-РасходРасходр а х. Как указанор а х. Как указаноэнергииэнергииуравнения, позволяющего во флотационных камерах, исходя изтеристик. Очевидно, флотационные камеры могут рассматриваться как реакторные емкости с непрерывным перемешиванием, отличия обусловлены присутствием трех фаз: твердых час- диспергируемого воздуха. Ученые Колумбийского *: выполнили исключительныеуравнения, позволяющего во флотационных камерах, исходя изтеристик. Очевидно, флотационные камеры могут рассматриваться как реакторные емкости с непрерывным перемешиванием, отличия обусловлены присутствием трех фаз: твердых час- диспергируемого воздуха. Ученые Колумбийского *: выполнили исключительныетиц, воды иуниверситета Арбайтер и Харрис исследования в этой области.тиц, воды иуниверситета Арбайтер и Харрис исследования в этой области.Правильный выбор реагентов энергии, так как при уменьшении в камерах уменьшается их общий тельно, и установочная мощность.Правильный выбор реагентов энергии, так как при уменьшении в камерах уменьшается их общий тельно, и установочная мощность.позволяет сэкономить много времени пребывания пульпы потребный объем, а следова-позволяет сэкономить много времени пребывания пульпы потребный объем, а следова-Большие флотационные камеры. Крупный шаг к уменьшению потребления энергии при флотации ——использование большеобъемных флотационных камер. Все ведущие фирмы мира устанавливают или испытывают высокопроизводительные камеры, объем которых достигает 76 м3. Эти фирмыБольшие флотационные камеры. Крупный шаг к уменьшению потребления энергии при флотации ——использование большеобъемных флотационных камер. Все ведущие фирмы мира устанавливают или испытывают высокопроизводительные камеры, объем которых достигает 76 м3. Эти фирмы
Фабрика
Фабрика
_ Медно-цинковая, свинцо- Медная
_ Медно-цинковая, свинцо- Медная
Потребление энергии, кВт-ч/т: интервал среднее .
Доля от общего потребления, %
Потребление энергии, кВт-ч/т: интервал среднее .
Доля от общего потребления, %
во-цинковая, цинковая
5,8-22,93
9,79
27—46
во-цинковая, цинковая
5,8-22,93
9,79
27—46
1,39—14,11
3,4110—32
1,39—14,11
3,4110—32
энергии: тип линий
энергии: тип линий
Основные факторы, влияющие на потребление и число флотационного оборудования, протяженность транспортирования насосами, план и расположение фабрики,
Основные факторы, влияющие на потребление и число флотационного оборудования, протяженность транспортирования насосами, план и расположение фабрики,
тип руды и процесса.
一во флотационных каме、
выше, в настоящее время нет обобщенного рассчитывать потребление энергии их механических харак-
тип руды и процесса.
一во флотационных каме、
выше, в настоящее время нет обобщенного рассчитывать потребление энергии их механических харак-
Расход
Расход
р а х. Как указано
р а х. Как указано
энергии
энергии
уравнения, позволяющего во флотационных камерах, исходя из
теристик. Очевидно, флотационные камеры могут рассматриваться как реакторные емкости с непрерывным перемешиванием, отличия обусловлены присутствием трех фаз: твердых час- диспергируемого воздуха. Ученые Колумбийского *: выполнили исключительные
уравнения, позволяющего во флотационных камерах, исходя из
теристик. Очевидно, флотационные камеры могут рассматриваться как реакторные емкости с непрерывным перемешиванием, отличия обусловлены присутствием трех фаз: твердых час- диспергируемого воздуха. Ученые Колумбийского *: выполнили исключительные
тиц, воды и
университета Арбайтер и Харрис исследования в этой области.
тиц, воды и
университета Арбайтер и Харрис исследования в этой области.
Правильный выбор реагентов энергии, так как при уменьшении в камерах уменьшается их общий тельно, и установочная мощность.
Правильный выбор реагентов энергии, так как при уменьшении в камерах уменьшается их общий тельно, и установочная мощность.
позволяет сэкономить много времени пребывания пульпы потребный объем, а следова-
позволяет сэкономить много времени пребывания пульпы потребный объем, а следова-
Большие флотационные камеры. Крупный шаг к уменьшению потребления энергии при флотации ——использование большеобъемных флотационных камер. Все ведущие фирмы мира устанавливают или испытывают высокопроизводительные камеры, объем которых достигает 76 м3. Эти фирмы
Большие флотационные камеры. Крупный шаг к уменьшению потребления энергии при флотации ——использование большеобъемных флотационных камер. Все ведущие фирмы мира устанавливают или испытывают высокопроизводительные камеры, объем которых достигает 76 м3. Эти фирмы
обращают внимание на соблюдение подобия гидродинамики камер, а также исследование новых импеллеров.
Использование больших флотационных камер обусловливает уменьшение необходимой площади пола, капитальных затрат, числа механизмов потребления энергии, а также обеспечивает стабильные или даже улучшающиеся показатели обо- [ащения.
Другие методы обогащения. Гравитационное обогащение. Потребление энергии в гравитационных процессах относительно умеренное. Очевидно, что системы, использующие разделение в тонких потоках (шлюзы, конуса Райхерта, винтовые сепараторы и т. д.), сами по себе не нуждаются в энергии, энергия требуется только для перекачки пульпы, когда необходимо подать питание в верхнюю часть аппаратов схе- Mbi обогащения.
Механические устройства потребляют больше энергии, но ее расход умеренный по сравнению с измельчением и флотацией. Обобщенные данные по потреблению энергии на гравитационных установках приведены ниже.
Расход энергии при гравитационном обогащении, кВт-ч/т
Тяжелосредное обогащение: барабаны Вемко, марганцевая руда 0,35
барабаны В емко, свинцово-иииковая руда 1,1
аппараты Хантингтон ——Хсберлсйн, свинцово-цинковая руда 2—6
ДенверЮба М-8I НС-КливлендХзнкок, тип ПенаройяХзнкок, свинцово-цинковая рудаГравитационные столы Консенко: 666диагональные для угляСупср-Дьютн, тонкое питаниеСупер-Дьюти, крупное питание .Пневматические столы Бертли, марганцевая рудаКонцентратор Бартлез-МозлиДенверЮба М-8I НС-КливлендХзнкок, тип ПенаройяХзнкок, свинцово-цинковая рудаГравитационные столы Консенко: 666диагональные для угляСупср-Дьютн, тонкое питаниеСупер-Дьюти, крупное питание .Пневматические столы Бертли, марганцевая рудаКонцентратор Бартлез-МозлиОтсадочные машины:
Денвер
Юба М-8
I НС-Кливленд
Хзнкок, тип Пенаройя
Хзнкок, свинцово-цинковая руда
Гравитационные столы Консенко: 666
диагональные для угля
Супср-Дьютн, тонкое питание
Супер-Дьюти, крупное питание .
Пневматические столы Бертли, марганцевая руда
Концентратор Бартлез-Мозли
Денвер
Юба М-8
I НС-Кливленд
Хзнкок, тип Пенаройя
Хзнкок, свинцово-цинковая руда
Гравитационные столы Консенко: 666
диагональные для угля
Супср-Дьютн, тонкое питание
Супер-Дьюти, крупное питание .
Пневматические столы Бертли, марганцевая руда
Концентратор Бартлез-Мозли
1,5—4,5
2—2 50,015—6,03
0,5-1
1,3
0,5-3
0,04—3
0,3—0,7
0,07—0,62-8
0,3—0,4
Электрическая сепарация. Следует заметить, что в течение многих лет высокоинтенсивная магнитная или электростатическая сепарация применилась для обогащения черновых концентратов (за исключением магнитных руд, таких, как магнетитовые).
Оборудование в основном включает в себя источник электроэнергии, создающий разделяющие силы, и еще один источник для движения барабана, ленты или кольца, на которых находятся твердые частицы. Магнитные сепараторы, использующие постоянные магниты, потребляют энергию только от второго источника.
Приводятся следующие данные потребления энергии при магнитном обогащении, кВт-ч/т:
Барабанный сепаратор .•
Ленточный сепаратор Кроссбелт
Для электрической ставляет [8], кВт-ч/т: Саттон-Стнл .
Карпко
Лурги, разделение кварца и
сепарации
3-4
::•7-11
общий расход энергии со-
полевого шпата
0,7—1,40,41,2
Вспомогательные процессы. На обогатительных фабриках к вспомогательным относят такие процессы, как обесшламли- вание, промывка, сгущение и фильтрование, сушка, утилизация хвостов, снабжение водой и т. д.
Нет необходимости тщательно исследовать потребление энергии в этих процессах, так как оно зависит от конкретных условий: типа и структуры руды, климатических условий, географического расположения, торговых контрактов и т. д. Однако необходимо отметить, что некоторые из этих вспомогательных процессов способны потреблять значительную часть общей энергии и, хотя их в основном включают в понятие «другие», они должны приниматься во внимание.
Химическая переработка руды. Гидрометаллургические процессы. Обсуждение здесь ограничивается рамками переработки сырой руды или черновых концентратов, как это практикуется, например, при металлургической переработке золота и (или) урана или при переработке отвалов выщелачиванием.
Переработка золотосодержащих руд, включая адсорбцию электролиз, может быть представлена в виде схемы,
на угле и
.1.
показанной на рис
рис. 1. Гидрометаллургическая переработка золотосодержащих руд
9—994
В гидрометаллургии степень сокращения крупности зависит от способа выщелачивания:
Способ выщелачивания:Степень сокращения крупности:
отвалысырая руда
кучное первичное и вторичное дробление
чановоемелкое дробление (в дробилкахСаймонс)
агитационное ... измельчение в стержневых, шаровых мельницах,
само- или полусамоизмельчение
Потребление энергии определяется ее расходом на дробление и измельчение.
Операции выщелачивания также требуют контакта между твердой и жидкой фазами. При выщелачивании отвалов, кучном и чановом выщелачивании, где контакт фаз осуществляется с помощью перколяции, энергия используется только для подачи раствора [если не принимать во внимание регенерацию и (или) приготовление растворов]; дренаж осуществляется самотеком. Агитационное выщелачивание требует небольшого расхода энергии, главным образом, для поддержания твердого в суспензии. Установочная мощность импеллера, таким образом, является функцией потока пульпы, ее плотности и крупности твердых частиц. Ученые лаборатории Уоррен Спринг сделали обзор моделирования и масштабирования систем выщелачивания [9, 10, 11]. После выщелачивания твердую и жидкую фазы разделяют сгущением и фильтрованием, обе операции также требуют определенного расхода энергии.
Другие металлургические процессы. Выпаривание и кристаллизацию можно рассматривать как процессы переработки минералов (может быть включена ликвация, но она редко применяется).
Большей частью выпаривание применяют для переработки бедных оловянных и цинковых руд, которые не поддаются только гравитационному или флотационному обогащению (сульфиды олова, окисленные цинковые руды).
Процессы выпаривания в основном включают в себя химическую обработку (т. е. восстановление оксидов цинка) и к расходам энергии следует добавить расходы на химические реагенты (что часто включает в себя электричество и различное топливо). При переработке цинковых каламиновых руд плавлением в печи Вальца требуется около 300 кг/т карбонатного восстановителя и топлива.
При исследовании процесса сегрегации медных руд, обработанных с добавкой 1 % NaCl и 1 % мелкого кокса во вращающейся печи при 750 ℃, измельченных и сфлотированных обычным способом, установлено, что механическое оборудование потребляет около 65 кВт-ч/т энергии [12].
В процессе кристаллизации большая часть энергии расходуется на испарение части воды. Теоретически энтальпия
Таблица 2
Распределение энергии (чилийские медные фабрики), %
Процесс
1976 г.
1980 г.
1990 г.
Горные работы
4,47
4,82
4,95
Обогащение
39,42
42,52
43,65
Плавление
29,57
28,83
30,40
Рафинирование
16,40
14,72
12,91
Другие
10,14
9,11
9,09
Эквивалентный
расход энергии, кВт-ч/т меди
15 808
16 655
18 735
испарения 1 т воды (первоначальная температура 25 ℃) со* ставляет 0,52 ГДж. Часть энергии также используется для затравки, перемешивания и главным образом отделения крн、 сталлов.
Планирование использования энергии. Распределение энергии. Основной подход. Хорошо известно, что обогащу ние — только часть многих последовательных операций, охватывающих материал от рудного тела до конечного продукта, и расход энергии в обогащении следует рассматривать в этом широком контексте.
Если анализ использования энергии ограничить производством очищенных металлов в качестве конечных продуктов, то можно утверждать, что процессы обогащения обычно являются наиболее крупными потребителями энергии.
Основные данные (табл. 2) по чилийским медным фабрикам [13] показывают, что потребление энергии на обогащение увеличивается со временем одновременно с увеличением общего расхода энергии.
Расход энергии на различные операции по данным 1976 г. приведены ниже.
Потребление энергии чилийскими медными фабриками
11186,7 1734 2427 150311186,7 1734 2427 1503Открытые горные работы (коэффициент вскрыши 3:1), кВт-ч/т руды Подземные горные работы (этажное обрушение), кВт-ч/т руды . Обогащение, кВт-ч/т руды Плавление, кВт-ч/т концентрата Рафинирование, кВт-ч/т металла
111
86,7 1734 2427 1503
111
86,7 1734 2427 1503
Транспорт и др., кВт ■ ч/т
Кроме того, к анализу потребления энергии можно подойти с точки зрения изучения потребляемых материалов, включенных в энергетические затраты, как это предлагается Бруссау-
Расход энергии на медных сульфидных фабриках
Статья иасхоаа
Уровень I
Материал
Уровень II
d d
Термическая энергия
貶
Дробление Измельчение
2,04 9,8
6,28
30,15
Футеровка Шары
30
750
11,63
11,63
0,35 8,72
Флотация
1,28
3,94
Футеровка Известь
50
1500
11,63
2,65
0,58 3,97
Собиратели
40
12,92
0,52
Фильтрование
0,21
0,65
Вспениватели
35
12,92
0,45
Доизмельчение
0,26
0,8
Шары
20
11,63
0,23
Свежая вода
1,8
5,54
Футеровка
2
11,63
0,02
Оборотная вола
1
3,08
—
—
—
—-
Всего
16,39
50,44
—
—
—
14,84
дом и Барбери [14]. Результаты такого подхода, использованного Кохеном [15], приведены ниже.
Расход энергии на дробление, измельчение и флотацию, кВт-ч/т (США, медные руды, содержащие 1 7о Си) Электроэнергия (15 кВт-ч при эффективности 23,85%)^^.Известь (2 кг/т при 1334 кВт-ч/т) Топливо (8 г/т при 14 кВт-ч/кг) Флотационные реагенты (5 г/т при 5 кВт-ч/кг) Вода (3 м?/т руды при 2,6 кВт-ч/м3)Износ металла (100 г/т при 60 кВт-ч/кг)Машинное оборудование (около 8000 т; может перерабатывать 60* 106 т руды;' энергия на материалы ——160* 106 кВт*ч; производство—16-106 кВт-ч)Сооружения (400 м2 основных промышленных зданий 104 кВт-ч/м2; 1000 м2 учреждений, дорог, насыпей и 5 -103 кВт-ч/м2)ВсегоРасход энергии на дробление, измельчение и флотацию, кВт-ч/т (США, медные руды, содержащие 1 7о Си) Электроэнергия (15 кВт-ч при эффективности 23,85%)^^.Известь (2 кг/т при 1334 кВт-ч/т) Топливо (8 г/т при 14 кВт-ч/кг) Флотационные реагенты (5 г/т при 5 кВт-ч/кг) Вода (3 м?/т руды при 2,6 кВт-ч/м3)Износ металла (100 г/т при 60 кВт-ч/кг)Машинное оборудование (около 8000 т; может перерабатывать 60* 106 т руды;' энергия на материалы ——160* 106 кВт*ч; производство—16-106 кВт-ч)Сооружения (400 м2 основных промышленных зданий 104 кВт-ч/м2; 1000 м2 учреждений, дорог, насыпей и 5 -103 кВт-ч/м2)Всего62,89 2,67 0,11 0,25 7,8662,89 2,67 0,11 0,25 7,86др.др.при припри при2,932,930,1582,8В ОСНОВ-0,1582,8В ОСНОВ-В работах, описывающих применение этого ном сравнивается потребление общей энергии ,_различных материалов: от песка и гравия (195 кВт-ч) до лота (19 млн. кВт-ч/т)*Расчет расхода энергии на фабриках, перерабатывающих сульфидную медную руду, приведенный в работе [16], учитывает как прямое ее потребление (уровень I), так и косвенное на материалы и реагенты (уровень II). Данные табл. 3 осно-В работах, описывающих применение этого ном сравнивается потребление общей энергии ,_различных материалов: от песка и гравия (195 кВт-ч) до лота (19 млн. кВт-ч/т)*Расчет расхода энергии на фабриках, перерабатывающих сульфидную медную руду, приведенный в работе [16], учитывает как прямое ее потребление (уровень I), так и косвенное на материалы и реагенты (уровень II). Данные табл. 3 осно-метода,метода,на производствона производство30-30-
Расход энергии на дробление, измельчение и флотацию, кВт-ч/т (США, медные руды, содержащие 1 7о Си) Электроэнергия (15 кВт-ч при эффективности 23,85%)^^.
Известь (2 кг/т при 1334 кВт-ч/т) Топливо (8 г/т при 14 кВт-ч/кг) Флотационные реагенты (5 г/т при 5 кВт-ч/кг) Вода (3 м?/т руды при 2,6 кВт-ч/м3)
Износ металла (100 г/т при 60 кВт-ч/кг)
Машинное оборудование (около 8000 т; может перерабатывать 60* 106 т руды;' энергия на материалы ——160* 106 кВт*ч; производство—16-106 кВт-ч)
Сооружения (400 м2 основных промышленных зданий 104 кВт-ч/м2; 1000 м2 учреждений, дорог, насыпей и 5 -103 кВт-ч/м2)
Всего
Расход энергии на дробление, измельчение и флотацию, кВт-ч/т (США, медные руды, содержащие 1 7о Си) Электроэнергия (15 кВт-ч при эффективности 23,85%)^^.
Известь (2 кг/т при 1334 кВт-ч/т) Топливо (8 г/т при 14 кВт-ч/кг) Флотационные реагенты (5 г/т при 5 кВт-ч/кг) Вода (3 м?/т руды при 2,6 кВт-ч/м3)
Износ металла (100 г/т при 60 кВт-ч/кг)
Машинное оборудование (около 8000 т; может перерабатывать 60* 106 т руды;' энергия на материалы ——160* 106 кВт*ч; производство—16-106 кВт-ч)
Сооружения (400 м2 основных промышленных зданий 104 кВт-ч/м2; 1000 м2 учреждений, дорог, насыпей и 5 -103 кВт-ч/м2)
Всего
62,89 2,67 0,11 0,25 7,8
6
62,89 2,67 0,11 0,25 7,8
6
др.
др.
при при
при при
2,93
2,93
0,15
82,8
В ОСНОВ-
0,15
82,8
В ОСНОВ-
В работах, описывающих применение этого ном сравнивается потребление общей энергии ,_
различных материалов: от песка и гравия (195 кВт-ч) до лота (19 млн. кВт-ч/т)*
Расчет расхода энергии на фабриках, перерабатывающих сульфидную медную руду, приведенный в работе [16], учитывает как прямое ее потребление (уровень I), так и косвенное на материалы и реагенты (уровень II). Данные табл. 3 осно-
В работах, описывающих применение этого ном сравнивается потребление общей энергии ,_
различных материалов: от песка и гравия (195 кВт-ч) до лота (19 млн. кВт-ч/т)*
Расчет расхода энергии на фабриках, перерабатывающих сульфидную медную руду, приведенный в работе [16], учитывает как прямое ее потребление (уровень I), так и косвенное на материалы и реагенты (уровень II). Данные табл. 3 осно-
метода,
метода,
на производство
на производство
30-
30-
Распределение потребления энергии на обогатительных фабриках США (I960 г.)
Операция
Число фабрик (производительность, т/сут)
11 медных (410—87 070)
7 медно-цинковых, свннцово-цинковых и цинковых (450―1350)
кВт-ч/т
%
кВт-ч/т
%
Дробление
2,28
14,2
1,16
4,59
Измельчение
8,24
51,3
12,59
41,92
Флотация и насосы
3,43
21,36
9,79
38,76
Сгущение и фильтрование
0,34
2,12
1,52
6,02
Другие
1,77
11,02
2,20
8,71
Всего
16,06
100
25,26
100
ваны на работе [16] с учетом того, что предполагаемая эффективность термоэлектрических превращений равна 32,5%. Видно, что потребление энергии на уровне II составляет более 20% общей термической энергии, используемой при обогащении легкофлотируемой руды.
Практика обогащения. Данные по фабрикам США (табл. 4) взяты из работы [1], по канадским фабрикам (табл. 5)— из работы [3J.
Очевидно, что более высокая степень дробления руды требует намного большего расхода энергии в операциях, следующих за флотацией. Также очевидно, что потребление энергии при флотации резко возрастает по мере того, как увеличивается комплексность руды, что требует для получения селективных концентратов использования более дорогих реагентов и более сложных схем.
Планирование потребления энергии. Для данных целей можно оценивать потребление энергии на фабрике или гидрометаллургической установке с помощью графиков, предложенных в работах [17, 18]. Для планирования или контроля расхода энергии в секциях измельчения может использовать индекс работы Бонда. Однако лучше планировать потребление энергии в соответствии с рекомендациями, предлагаемыми производителями оборудования.
Стоимость энергии. Введение. Нецелесообразно слишком детально рассматривать конкретные затраты на энергию в обогащении, так как стоимость одной единицы энергии неодинакова в различных странах.
Ннсло фабрик (производительность, млн. т/год)Операция9 мел нах (38,8)3 медных* (32,4)6 нике лево-медных (16,5)кВт-ч/т1 %кВт■ч/т1 %1 кВт ■ ч/т1 %Дробление Измельчение Флотация Обезвоживание1,93 11,292,62 0,1710,87 63,56 14,75 0,960,42 17,90 2,78 0,251,84 78,54 12,101,103,25 13,285,19 0,4512,48 51,02 19,941,73концентратаХвосты, вода Обслуживание1,55 0,208,731,131,446,322,04 1,827,846,99Всего17,7610022,7910026,03100Ннсло фабрик (производительность, млн. т/год)Операция9 мел нах (38,8)3 медных* (32,4)6 нике лево-медных (16,5)кВт-ч/т1 %кВт■ч/т1 %1 кВт ■ ч/т1 %Дробление Измельчение Флотация Обезвоживание1,93 11,292,62 0,1710,87 63,56 14,75 0,960,42 17,90 2,78 0,251,84 78,54 12,101,103,25 13,285,19 0,4512,48 51,02 19,941,73концентратаХвосты, вода Обслуживание1,55 0,208,731,131,446,322,04 1,827,846,99Всего17,7610022,7910026,03100Распределение потребления энергии на обогатительных фабриках Канады (1979 г.)Распределение потребления энергии на обогатительных фабриках Канады (1979 г.)ОперацияНнсло фабрик (производительность, млн. т/год)[9 медно-свинцо- ВО-ЦИНКОВЫХ (】2,5)4 свинцовоцинковых (3,9)4 медно-цинковых1(5,3)кВт-ч/т%кВт- ч/т%кВт-ч/т%Дробленые Измельчение Флотация Обезвоживание концентрата Хвосты, вода Обслуживание5,03 16,827,14 3,071,581,1814,44 48,30 20,518,824,54 3,391,65 15,00 10,641,931,82 0,955,16 46,89 33,26 6,035,69 2,973,22 13,73 8,07 1,492,97 1,0610,54'44,9726,424,889,723,47Всего34,8310031,99100 130,54100ОперацияНнсло фабрик (производительность, млн. т/год)[9 медно-свинцо- ВО-ЦИНКОВЫХ (】2,5)4 свинцовоцинковых (3,9)4 медно-цинковых1(5,3)кВт-ч/т%кВт- ч/т%кВт-ч/т%Дробленые Измельчение Флотация Обезвоживание концентрата Хвосты, вода Обслуживание5,03 16,827,14 3,071,581,1814,44 48,30 20,518,824,54 3,391,65 15,00 10,641,931,82 0,955,16 46,89 33,26 6,035,69 2,973,22 13,73 8,07 1,492,97 1,0610,54'44,9726,424,889,723,47Всего34,8310031,99100 130,54100ПродолжениеПродолжениеС использованием полусамоизмельчения.С использованием полусамоизмельчения.Свинцово-Свинцово-Свннново- цинковая 18001,29117Свннново- цинковая 18001,29117Медная90000,73126,3Медная90000,73126,3
Ннсло фабрик (производительность, млн. т/год)
Операция
9 мел нах (38,8)
3 медных* (32,4)
6 нике лево-медных (16,5)
кВт-ч/т
1 %
кВт■ч/т
1 %
1 кВт ■ ч/т
1 %
Дробление Измельчение Флотация Обезвоживание
1,93 11,29
2,62 0,17
10,87 63,56 14,75 0,96
0,42 17,90 2,78 0,25
1,84 78,54 12,10
1,10
3,25 13,28
5,19 0,45
12,48 51,02 19,94
1,73
концентрата
Хвосты, вода Обслуживание
1,55 0,20
8,73
1,13
1,44
6,32
2,04 1,82
7,84
6,99
Всего
17,76
100
22,79
100
26,03
100
Ннсло фабрик (производительность, млн. т/год)
Операция
9 мел нах (38,8)
3 медных* (32,4)
6 нике лево-медных (16,5)
кВт-ч/т
1 %
кВт■ч/т
1 %
1 кВт ■ ч/т
1 %
Дробление Измельчение Флотация Обезвоживание
1,93 11,29
2,62 0,17
10,87 63,56 14,75 0,96
0,42 17,90 2,78 0,25
1,84 78,54 12,10
1,10
3,25 13,28
5,19 0,45
12,48 51,02 19,94
1,73
концентрата
Хвосты, вода Обслуживание
1,55 0,20
8,73
1,13
1,44
6,32
2,04 1,82
7,84
6,99
Всего
17,76
100
22,79
100
26,03
100
Распределение потребления энергии на обогатительных фабриках Канады (1979 г.)
Распределение потребления энергии на обогатительных фабриках Канады (1979 г.)
Операция
Ннсло фабрик (производительность, млн. т/год)[
9 медно-свинцо- ВО-ЦИНКОВЫХ (】2,5)
4 свинцовоцинковых (3,9)
4 медно-цинковых1
(5,3)
кВт-ч/т
%
кВт- ч/т
%
кВт-ч/т
%
Дробленые Измельчение Флотация Обезвоживание концентрата Хвосты, вода Обслуживание
5,03 16,82
7,14 3,07
1,58
1,18
14,44 48,30 20,51
8,82
4,54 3,39
1,65 15,00 10,64
1,93
1,82 0,95
5,16 46,89 33,26 6,03
5,69 2,97
3,22 13,73 8,07 1,49
2,97 1,06
10,54'
44,97
26,42
4,88
9,72
3,47
Всего
34,83
100
31,99
100 1
30,54
100
Операция
Ннсло фабрик (производительность, млн. т/год)[
9 медно-свинцо- ВО-ЦИНКОВЫХ (】2,5)
4 свинцовоцинковых (3,9)
4 медно-цинковых1
(5,3)
кВт-ч/т
%
кВт- ч/т
%
кВт-ч/т
%
Дробленые Измельчение Флотация Обезвоживание концентрата Хвосты, вода Обслуживание
5,03 16,82
7,14 3,07
1,58
1,18
14,44 48,30 20,51
8,82
4,54 3,39
1,65 15,00 10,64
1,93
1,82 0,95
5,16 46,89 33,26 6,03
5,69 2,97
3,22 13,73 8,07 1,49
2,97 1,06
10,54'
44,97
26,42
4,88
9,72
3,47
Всего
34,83
100
31,99
100 1
30,54
100
Продолжение
Продолжение
С использованием полусамоизмельчения.
С использованием полусамоизмельчения.
Свинцово-
Свинцово-
Свннново- цинковая 1800
1,291
17
Свннново- цинковая 1800
1,291
17
Медная
9000
0,731
26,3
Медная
9000
0,731
26,3
Также неуместно (за исключением сравнения тенденций) обсуждать данные за длительный период времени, так как стоимость энергии изменяется. Однако общие оценки полезны, особенно на стадии проектирования, когда определяются эксплуатационные затраты.
Оценка затрат н а энергию, В работе [1] рассчитаны эксплуатационные затраты (по оценкам 1960 г.) для трех флотационных фабрик. Обобщенные данные приведены ниже:
Рудацинковая
Производительность, т/ сут ^^.450
Прямые затраты на переработку, дол./т 1,943
Затраты на энергию, % общих ..16,8
В то же время Блэучер обобщил данные по 22 флотационным фабрикам, перерабатывающим от 720 до 40 500 т/сут медной, свинцовой, цинковой, свинцово-цинковой, медно-свинцово- цинковой, медно-молибденовой и медно-серебряной сульфидной руды. Затраты на 12 из них, перерабатывающих 48 360 т/сут, распределились следующим образом, дол/т:
Зарплата 0,054—0,761
Энергия 0,198—0,518
Сырье и материалы0,019—1,4
Для проектирования эти данные могут быть взяты из графиков, опубликованных Горным бюро США в ценах 1975 г., например, на рис. 2 материальное снабжение состоит из реагентов (47%) и электроэнергии (53% ).
Примеры затрат на энергию. Распределение эксплуатационных затрат для французских и итальянских свинцово-цинковых фабрик в 1961 г. дано в табл. 6 и 7.
Можно найти очень подробную оценку затрат на измельчение, включая распределение затрат по статьям (энергия — одна из них), и их распределение по процессам, в работе [19J на примере медной фабрики Бетлехэм, Британская Колумбия, Канада. Большинство примеров рассмотрено ниже.
Разделение эксплуатационных затратна фабриках Франции, %
Статья расхода
Фабрика (производительность, т/сут)
Св!1нцовая сульфидная и окисленная (270)
Свинцово- цинковая (455)
Свинцово- цннковая (345)
Свиицопо- цннковая (240)
Зарплата
25,66
24,19
33,89
32,9
Энергия
15,57
27,59
12,21
14,7
Сырье и материалы
4,34
7,83
6,64
9,3
Сталь
24,54
8,72
11,73
13,3
Цеховые затраты
12,49
10,49
11,01
9,7
Реагенты
10,95
9,25
21,33
6,1
Другие
6,45
11,93
3,19
14
Всего
100
100
100
100
Таблица 6
Примеры применения.
Флотация металлических руд.
В 1970 г. в США был составлен обзор по
практике
флотации
[20J. Основные тенденции
потребления
энергии
(кВт* ч/т)
иллюстрируются следующими данными
Год .
Руды：
.1960
1965
1975
сульфидные
.19,3
17,3
16,9
карбонатные и окисные ..
.22,7
25
32,3
неметаллические .
.12,3
13,8
11
Среднее потребление .
.18,1
17
16,9
卜Распределение эксплуатационных затрат на фабриках Италии, %
Статья расхода
Фабрика (производительность, т/сут)
Цинковая и свинцово- мпнкивая (460)*
СвнНЦОВО- вднковая (1210)*
Свиицово- цинковая (1940)**
Свиицово- цинково- железная (935)*
Заработная плата
Энергия
Реагенты
Шары
Футеровка
Смазочные материалы
Другие материалы Цеховые расходы
Другие
13,10 21,95 14 11,6
4,79 1,26
12,10 18,52
2,62
18,85 25,42 21,56
3,39
1,42 0,54
11,53 15,12
2,17
27,42
29,84
2,42
0,81
31,05
8,46
10,15 25,41 32,32
4,40
1,20 0,97
11,41
9,27 4,87
Всего
100
100
100
100
Затраты, дол./т
1,107
1,475
0,248
2,157
Таблица 7
Продолжение
Статья расхода
Свинцово-
Свиицово-
Свинцово-
Свинцовая сульфидная
Свинцовая сульфидная
цинковая
цииковая
цииковая
и окнслеи-
н окисленная
(650)**
(300)*
(4 75)*
ная (200*)
(550)*
Фабрика (производительность, т/сут)
По данным, опубликованным в обзоре [20], можно определить среднее потребление энергии для различных типов руд, кВт-ч/т:
Медные17,6
Медно-молибденовые .^.16,1
Медпо-свинцово-цинковые..18,6
Медно-цинково-пиритные.23,9
Свинцово-цинковые . ..21,5
Свинцово-цинково-серебряние19,3
Цинковые15,8
Железные32,2
Полевой шпат, слюда, кварц 20,7
Флюоритовые70,7
Фосфатные 9,0
Калийные'17,3
Более подробные примеры представлены в табл. 8 (медные руды из различных источников), табл. 9 (итальянские свинцо- во-цинковые фабрики [21 ]), табл. 10 (фабрики фирмы «Оутокумпу》 по материалам нескольких выпусков журнала World Mining) и табл. 11 (фабрики фирмы《Пенарройа》по различным источникам).
Заработная плата Энергия Реагенты
Шары
Футеровка
Смазочные материалы
Другие материалы Цеховые расходы Другие
24,5 15,6 6,0
16,7 15,6 21,6
16,66
40,24
22,28
3,30 0,57 0,57
3,88
7,18
5,32
17,90
26,39
9,24
3,36
1,18 13,02 12,69 16,22
10,11
15,87 32,83 13,64
0,73 0,83 7,52 8,51 9,96
12,81
16,25 34,07
4,13 1,61
1,79
11,39 12,26
5,69
Всего
100
100
100
100
100
Затраты, дол./т
—
1,121
1,190
1,928
2,178
* Обогащение флотацией; ** Обогащение тяжелосредной сепарацией.
Статья расхода
Фабрика (г
роизводительность, т/сут; год ввода)
от
>■0 go
2с
1
Дробление
3,16
2,07
7,78
1,18
2,26
2,32
Измельчение
10,95
12,13
29,94
12,73
7,94
11,51
Флотация
3,44
3,59
6,62
2,79
2,65
2,73
Обезвоживание
0,25
0,53
0,15
0,11
Транспортирова-
ние хвостов
0,36
1,55
0,29
Вода
0,84
1,55
1,99
Насосы
1,90
3,59
Другие
0,09
1,79
1,53
0,39
Всего
20,99
19,58
48,46
19,93
12,96
19,23
Таблица 8
Потребление энергии на различных медных фабриках, кВт*ч/т
(оог)
-ОЯЭ1ГЭМИН
'«вие 欢 кв&»
(0S£)
ECHtfaw -ОЯЭ1ГЭМИИ *«vdKxvx>
(009) кенНок
-ОЗЭ1ГЭМИН '«Hixvirvxo>[>
(E) ввнхибии-оя -омнип-он^эи •«И1НВХИ0»
(006)
EVHiHdHu-oa -омии-п-он^эн *«ии1гвэехнц>
(oe^) EVHXHdHU-OS -о^нип-oHtfaw '«Hixada^i»
ОО оГ
6
S
6
Y
ci
I
9 丨IO
со
г—
g
OO
co
а
йо
Ol
6 о
OI
寸
a z
6
OO о
a
ОО
寸
Ol
g
о
OI
寸
oT
1 CO
co
ОО о
6 а
g
§
寸 寸
6
1 二
s
OI
О?
c；
co
CO
1
OOz
COOO
g
Статья расхода
Фабрика (производительность, т/сут)
1•詣
营施
濯
务0当已
&乡 S'
g § O©"
Дробление
0,75
1,43
1,39
2,05
1,75
2,69
Измельчение
7,07
14,61
15,28
8,26
4,09
10,80
Флотация
5,68
5,65
6,08
4,67
8,29
7,70
Обезвоживание
1,03
0,98
0,96
0,90
1,54
0,77
Транспортирование хвостов
1,64
0,42
0,41
1,40
Вода
5,22
1,49
1,66
0,21
1,58
Насосы
0,45
0,45
Другие
1,95
0,23
0,23
0,11
2,37*
0,05
Всего
:23,79
24,81
26,01
15,99
18,25
25,44
Таблица 9
Потребление энергии на итальянских фабриках (по данным 1961 г. [21]), кВт-ч/т
2,03 для тяжелосредной сепарации.
(00^)
'«Hixvirovwvx»
X
(0S3)
'«ишгвзвкЛидэ
(005) BBS
-О1Ч1ГЕ9О>\-ОЯ
-oMHH-n-oHtfaw «вноАа»
OH-d 口
ОЕН
XOHOOmxнн,godHIdo=3HEdIННЕН更 ogmo
KHUPIOye
BHHBhq① WE0 вннокд口
9
3 о J001
6
й S S SI I S
CO
Si S
金gI69
O<9寸
<MZCM—7co1
s
CO CM
sgp§
4m96—。寸
9mсм9寸9m
m89ОООО
6 9 a?
同 100 g11g
—■о co оо
CM
9
謔1
且送珪13S8
0 1mоо—
CO
00
S ОТ
^О)9Z00g
I69IICMI
6
CM
居賞
5冒&虽
o—>—<qo6 m 6
m 寸0oo9 寸0
1goооooo
co
CO
竺6ggg
COZ619
co<
同
co
2^^ 段B(D口M
二П У dH 。 f
о
Таблица 12
Потребление энергии на канадских золотоперерабатывающихфабриках, кВт-ч/т (5 фабрик производительностью28—64,6 тыс. т/год)
Статья затрат
Интервал значений
Средневзвешенное значение
Дробление
1,8—9,9
4,67
Измельчение
12,2—19,8
15,35
Флотация
0—5,8
5,76
Цианирование
0—11,6
9,32
Хвосты “ вода
0,6—2,4
1,24
Другие
1,7-4,3
2,17
Всего
38,51
Из работы [22], посвященной переработке шеелитовых руд (270 т/сут) на фабрике 《Салау》 (Франция), можно определить следующий расход энергии, кВт-ч/т:
Дробление3,61
Измельчение22,40
Концентрация на столах 14,04
Магнитная сепарация 0,22
Флотация и фильтрование14,98
Фильтрование хвостов 4,59
Сушка1,67
Другие2,34
Всего63,85
Гидрометаллургическая переработка золотосодержащих руд. В работе [23] приведен расход энергии при проектировании различных установок, перерабатывающих руды цианированием, кВт-ч/т:
Традиционная установка: с осаждением цинка35
с использованием адсорбции на угле и электролиза ..29
Кучное выщелачивание с адсорбцией на угле 5
Данные, приведеЕшые в табл. 12, рассчитаны по результатам работы [3], а в табл. 13 — работы [24].
Определить полный расход энергии на золотоперерабатывающих фабриках довольно трудно, так как в приводимых данных не включены расходы энергии на измельчение в ее общее потребление. Например, сведения, публикуемые Горным бюро США, касаются общих эксплуатационных затрат на чановое выщелачивание цианидами измельченной пульпы.
Гидрометаллургия урана. В работе [3] приведены расходы энергии (кВт-ч/т) на двух канадских фабриках, каждая из которых перерабатывает 1,36 млн. т/год руды:
Потребленне энергии на золотоперерабатывающнх фабриках кВт'ч/т，
Руды
Измельчение
Другие операции
Интервал
Среднее
Интервал
Среднее
Измельченные(2190—
4760 т/сут; 1974 г.)
Сульфидные(1!5—
2900 т/сут; 1974 г.)
7,7—14
10,2
8,8—15,4
11,6
15—21,5
16,2
33,6—80,8
36,2
Цианированные (600— 1° 500 т/сут; 1980 г.)
14,8—29,5
23,3
7,2—32,7
26,5
.5,8 .13,3 .11,9 .1,6 • 1,7 • 1,3 • 35,6.5,8 .13,3 .11,9 .1,6 • 1,7 • 1,3 • 35,6Дробление .
.5,8 .13,3 .11,9 .1,6 • 1,7 • 1,3 • 35,6
.5,8 .13,3 .11,9 .1,6 • 1,7 • 1,3 • 35,6
Измельчение
Выщелачивание н осаждение Обезвоживание концентрата Хвосты и вода .
Обслуживание установки . Всего .
расход энергиии обогреваниерасход энергиии обогреваниена выщела- установкнна выщела- установкнК этому необходимо добавить 湍體％) СУШКУ концентрата
расход энергиии обогревание
расход энергиии обогревание
на выщела- установкн
на выщела- установкн
рик?х：Раб°Те [25] приведен расход энергии (кВт-ч/т) на фаб-
«Везннес» (590 150«Везннес» (590 150т/год руды ——прямое выщелачивание; тыс. т/год руды ——кучное выщелачивание, измельчение в стержневой и шаровой мельнице, выщелачивание серной кислотой) «Экапъер» (280 тыс. т/год руды——прямое выщелачивание; 400 тыс. т/год руды — кучное выщелачивание, измельчение в стержневой и шаровой мельницах, выщелачивание серной кислотой) 《Джонас» (70—90 тыс. т/год руды — измельчение в стержневой мельнице, выщелачивание серной кислотой) «Лодеве» (350 тыс. т/год руды ——измельчение в стержневой и шаровой мельницах, карбонатное выщелачивание под давлением)т/год руды ——прямое выщелачивание; тыс. т/год руды ——кучное выщелачивание, измельчение в стержневой и шаровой мельнице, выщелачивание серной кислотой) «Экапъер» (280 тыс. т/год руды——прямое выщелачивание; 400 тыс. т/год руды — кучное выщелачивание, измельчение в стержневой и шаровой мельницах, выщелачивание серной кислотой) 《Джонас» (70—90 тыс. т/год руды — измельчение в стержневой мельнице, выщелачивание серной кислотой) «Лодеве» (350 тыс. т/год руды ——измельчение в стержневой и шаровой мельницах, карбонатное выщелачивание под давлением)ТЫС.ТЫС.30—3133—3460—75110—11530—3133—3460—75110—115
«Везннес» (590 150
«Везннес» (590 150
т/год руды ——прямое выщелачивание; тыс. т/год руды ——кучное выщелачивание, измельчение в стержневой и шаровой мельнице, выщелачивание серной кислотой) «Экапъер» (280 тыс. т/год руды——прямое выщелачивание; 400 тыс. т/год руды — кучное выщелачивание, измельчение в стержневой и шаровой мельницах, выщелачивание серной кислотой) 《Джонас» (70—90 тыс. т/год руды — измельчение в стержневой мельнице, выщелачивание серной кислотой) «Лодеве» (350 тыс. т/год руды ——измельчение в стержневой и шаровой мельницах, карбонатное выщелачивание под давлением)
т/год руды ——прямое выщелачивание; тыс. т/год руды ——кучное выщелачивание, измельчение в стержневой и шаровой мельнице, выщелачивание серной кислотой) «Экапъер» (280 тыс. т/год руды——прямое выщелачивание; 400 тыс. т/год руды — кучное выщелачивание, измельчение в стержневой и шаровой мельницах, выщелачивание серной кислотой) 《Джонас» (70—90 тыс. т/год руды — измельчение в стержневой мельнице, выщелачивание серной кислотой) «Лодеве» (350 тыс. т/год руды ——измельчение в стержневой и шаровой мельницах, карбонатное выщелачивание под давлением)
ТЫС.
ТЫС.
30—31
33—34
60—75
110—115
30—31
33—34
60—75
110—115
В публикации Горного бюро США приводится статья затрат на 1 т измельченной руды при выщелачивании урана кислот。访， В соответствии с билогарифмическими графиками, иллюстрирующими показатели переработки урановых руд [26], затраты энергии в .кВт-ч/т перерабатываемой руды составляют:
Выщелачивание кислотой руды:
неглубоких или открытых рудников после обычного измельчения; мелкомасштабное оборудование (до 1975 г.) производительностью 301 т/сут0,342
неглубоких подземных или открытых рудников после полусамо- измельчения; крупномасштабное оборудование производительностью 480 т/сут 0,44
глубоких подземных рудников после полусамоизмельчения; крупномасштабное оборудование производительностью243 т/сут 0,293
карбонатное выщелачивание производительностью 206 т/сут 0,226
Список литературы
Weissf Д\, Flotation Economics — Part I Operating Costs in Froth Flotation, Chap. 22 I, 599—601, 1961.
Magerowaki, A. /., Energy utilization in a comminution circuit, in Mineral Processing and Extractive Metallurgy, IMM, 113—116, 1984.
Joef E. G., Energy consumption in Canadian mills. CIM Bulletin, 141 — 151, June 1979.
Flavel, M. D., Control of crushing circuits will reduce capital and operating costs. SME-AIME Preprint 77—B—404, 1977.
Bassarear,丄 Я., Autogenous and semi-autogenous grinding practices. SME— AIME Preprint 81—378, 1981,
Pithois, P., and Casalis,丄 Д., Les broyeurs autogenes ou semi-autogenes et les consommations d'eiiergies. Industrie Minerals — Les Techniques, 235—244, April 1982,
Maripun, R, Markland, O. and Nystroetn, L. S., Evolution of a highly successful grinding circuit. World Mining, 48—53, Oct. 1984.
Stieler, A., Ans der praxis der elektrostatischen aufbereitung. International Kongress fur Erzaufbereitung, Goslar, 1955.
Derry, R., and Whittemore, R. G., Scale-up factors in liquid-solid and gas-liquid'Solid agitated leaching systems. Warren Spring Laboratory, LR 378 (ME), 1981.
Stroud, G. G., Scale-up of agitated leach systems — a review of recent literature and philosophy for further work. Warren Spring Laboratory, LR 379 (ME), 1981.
Whittemore, R. G., The modelling of vat, heap, dump and in-situ leaching systems. Warren Spring Laboratory, LR 381 (ME), 1981.
Aiior, Flowsheet on the segregation process. Deco Trefoil, 17—18, Jan./Feb. 1965.
Anon, High cost energy affects Chilean copper mines. World Mining, 43—43, June 1976.
Broussaud^ 4, and Barbery, G., Applications of energy analysis to mineral and metallurgical process selection and development. Inf. J. Miner. Process., 5, 93—105, 1978.
Cohen, H. E, Energy usage in mineral processing. Trans. IMM Sec. C. 160—164, Sept. 1983.
Pitt, С. Я., a〃d Wadsworth, M. £., Current energy requirements in the copper producing fnclustries. J. of Metals, 25—34, June 1981.
Mular, 4 L., Mining and mineral processing equipment costs and preliminary capital cost estimations. CIM Special Volume 25, 1982.
Ruhmer, W. T., and Wilson, В. M., South African costs of equipment for the metallurgical industry (1983). Mintek Report M 120, October 1983.
Argali, G. 0., How Bethlehem achieves low-cost copper from small porphyry. World Mining, 22—29, Jan. 1964.
Morning,丄 L. and Greenspoon. G., Flotation trends 1960—1970. in Trends in the Mineral Industry 1970, 57—89, USBM, IC 8547.
Usoni, L, Installations de preparation des minerais en Italic, C. N. R., Rome, 1963.
Tomas, H., Le traitcment des minerais de tungstcne a Salau. Industrie Minerale — Les Techniques, 243—247, May, 1985.
Thoburn, K. et a/., Sonie process design and cost considerations for gold mills, in XIV Int. Min. Proc. Cong., paper II—3, Toronto, 1982.
McQuiston, E W\ and Shoemaker, R. S., Gold and Silver Cyanidation Plant Practice. SME-AIME Vol. I, 1975; vol. II, 1980.
Anon, Installations Francaises de traitements de mineral. Industrie Minerale, Mines et Carrieres — Les Techniques, niai 1985.
Simon, C. A., et a/., Electrical energy demand for uranium mining, milling. World Mining, 58—59, Oct. 1981.
КОМПЛЕКСНЫЕ СУЛЬФИДНЫЕ РУДЫ —ВЫБОРПРОЦЕССА ПЕРЕРАБОТКИ
Дж. Барбери, директор Отдела горного делаи металлургии, Университет Лаваля, Квебек, Канада
Введение. Комплексные сульфидные руды составляют значительные запасы и являются источником цветных, благородных металлов и серы. Некоторые из их основных характеристик, которые дают представление о сложности выбора процесса их переработки от руды до чистого металла или конечных продуктов, представлены в работах [1, 2]. Для лучшего понимания проблемы необходимо напомнить следующие основные характеристики комплексных сульфидных руд:
высокое содержание пирита (или пирротита), дающее в некоторых случаях общее содержание сульфидов в руде выше 90 %; сложная текстура ——исключительно сложная ассоциация основных минералов; крупность ценных минералов находится в интервале от тонких дисперсий порядка нескольких микрометров до тонкой текстуры порядка нескольких десятков микрометров;
присутствие минералов-примесей, экономическая важность которых может быть различна из-за содержания благородных металлов в них или из-за их влияния на металлургический процесс (присутствие мышьяка, сурьмы, висмута, ртути, кадмия и т. д.);
присутствие минералов, образовавшихся в результате выветривания и геохимической эволюции месторождений (особенно для медных минералов), и песульфидных минералов, состоящих обычно из силикатных осадков, а также продуктов гидротермального разложения кварца, хлорита и серицита. Следует принять во внимание разрушение в процессе горных работ (особенно открытых) и хранеыия руд.
Следующий состав может рассматриваться как типичный, %: Си 0,1—3; РЬ 0,3—3; Zn 0,2—10; S 20—50; Ag 30—100 (г/т); Аи 0——10 (г/т). Для такого состава основным металлом является обычно цинк, далее свинец и медь.
Трудности, связанные с переработкой комплексных сульфидных руд, описаны в работах [ 1—3]. Проблемам переработки этих руд были посвящены два конгресса [4, 5]. Также важными являются конференция, проведенная в Оттаве в 1982 г. [6], и симпозиум в Стокгольме в 1984 г. [7], на которых были сделаны доклады по этому вопросу. В работе [8] собраны данные по 202 фабрикам, перерабатывающим комплексные сульфидные руды.
Основная проблема переработки комплексных сульфидных руд ——трудность традиционного физического обогащения, в результате которого получаются нечистые концентраты при низком извлечении металлов. Такие концентраты нежелательны (они трудно продаваемые), так что общий доход горнодобывающей фирмы, разрабатывающей такое месторождение, может быть ниже стоимости ценной части руды или по сравнению с доходом, получаемым при переработке простой руды того же качества. Рис. 1 из работы [2] обобщает концептуальные трудности в развитии процесса переработки сложных сульфидных руд от руды до металла.
В работе [2] анализируется подход, при котором разработка месторождения идет постепенно с использованием, где только возможно, традиционной технологии и сведением капитальных вложений к минимуму. Редко можно удовлетворить, например, плавильный завод с помощью запасов комплексной сульфидной руды, содержащейся в месторождении. Градация в анализе проблем должна идти от решения / к решению 6 (см. рис. 1)——от получения селективных концентратов к получению коллективных концентратов и переработке в конце концов сложных пиритных руд.
Минералогические факторы. Для решения проблем, связанных с переработкой природного материала, описание его состава с отношением компонентов, представляющих интерес, является фактором первостепенной важности. Таким образом, необходимо иметь возможность производить анализ комплексных сульфидных руд или фракций, выделенных из таких руд, для определения содержания в них минералов, а также их относи-
Комляекснал сульфидная руда
Обогащение
Ржхис треть обг* и (вм) г^)в】М)пд» ку с ж^пемет товар ным Промлродуктое (1. е.сжж№< и состав)
Рассмотреть гидрометр*- пургию
Оставить разработанную тсхнопогию m предложить каи ресурсы пирита (т. е. сера и ^лезная руда)
Продать металлуп- пнескому ззвдду мм paccuoip^u гмдрометаллургию
Строительство металлургическою комплекса. рассмотрев предложение чистого и
Новая техжшо- г«л плалхм коыплжа
загрлзнснного концентратог
Рис. 1. Схема возможных решений для переработки комплексных сульфидныхРУД [2]
тельной ассоциации в образце. Физические свойства содержащихся в руде минералов не позволяют применять для анализа такие методы физической сортировки, как разделение в тяжелых жидкостях или магнитная сепарация. Поэтому минералоги подвергают исследованию полированные образцы этих руд или продуктов, чтобы провести их количественное изучение.
Традиционные методы оптической идентификации и измерений утомительны, дороги и неточны. В настоящее время для исследований используют полуавтоматические методы, например с помощью оптических анализаторов изображений, в которых минералог вмешивается на стадии определения, или полностью автоматические системы, в которых идентификация минерала, так же, как и измерения пространственной ассоциации в образ-
Анализатор текстуры (TAS - LEITZ)
Морфологическая переработка：
Измерения-расчеты
1
Компьютер РДР-11/34
TAS программы (Фортран)
Расчеты - печатание результатов
Обработка многочисленных образов
Хранение образов. Т AS-TRACOR диалог
TRACOR TN 2000 TN 1310
М|*кроанализатор
Обнаружение рентгеновских лучей
Компьютер РДР-11/04
Микроанализы
Контроль SEM BEAM
1
Поиска переработка данных
SEM GEOZ ISM 35С
Электронные лучи
Сканирование образа
Обнаружение электронных сигналов
Рис. 2. Типичная блок-схема получения количественной минералогической ин-формации по комплексным сульфидным рудам [9]
класса раскрытогокласса раскрытого-勿仞一 мкм47МКМ业1-勿仞一 мкм47МКМ业1dd/5 JS SS 75 95/5 JS SS 75 95? 一7578? 一757866ЮО 80匂мкмZJ -尤+20ЮО 80匂мкмZJ -尤+20100^^ 80^ S0^^ 旬、 4^岛 Mt100^^ 80^ S0^^ 旬、 4^岛 Mtмкм /5 js SS 75 95 R галенита, ^。“мкм /5 js SS 75 95 R галенита, ^。“
класса раскрытого
класса раскрытого
-勿仞一 мкм
47МКМ业1
-勿仞一 мкм
47МКМ业1
d
d
/5 JS SS 75 95
/5 JS SS 75 95
? 一7578
? 一7578
6
6
ЮО 80
匂мкм
ZJ -尤+20
ЮО 80
匂мкм
ZJ -尤+20
100^^ 80^ S0^^ 旬、 4^岛 Mt
100^^ 80^ S0^^ 旬、 4^岛 Mt
мкм /5 js SS 75 95 R галенита, ^。“
мкм /5 js SS 75 95 R галенита, ^。“
Рис. 3. Пример непреобразованной количественной минералогической информа-ции на различных обогатительных фабриках [10]:
а — «Брокен Хилл»; б — «Маунт Айза»; 8 — «Вудлаун»
це (включая относительное содержание) проводятся объективно инструментальными методами. На рис. 2 показана схема такого анализа [9], на рис. 3 — идея количественной и качественной оценки полученной информации [10]. Применение этих методов ограниченно вследствие их дороговизны, но они способны дать минералогическую информацию, необходимую для обогащения комплексных сульфидных руд. При использовании этих методов возникают также проблемы, связанные с преобразованием данных, полученных в двух измерениях. Работа [11] посвящена проблеме реконструкции распределения частиц по составу, что имеет важное значение при определении «раскрытия», достигнутого различными методами разрушения.
Хотя эти новые методы адекватны для основных минералов, их трудно использовать для идентификации следов металлов, особенно драгоценных металлов, что важно в современных эко-
комических условиях. Минералогические подсчеты содержания серебра с использованием S.I.M.S. в месторождении В.M.S. (Канада) приведены в работе [12J. Отмечен прогресс в ограничениях минералогической идентификации для извлечения этого следового элемента.
Как показано на рис. 3, крупность, при которой частицы достаточно раскрыты (необходимое условие для их разделения физическими методами) значительно изменяется от месторождения к месторождению и является функцией физико-химических условий, преобладавших при формировании месторождения, и их изменений в последующие геологические времена. Текстура руды, таким образом, значительно влияет на результаты сепарации. Крупная минерализация, например 100 мкм, приводит к лучшим металлургическим результатам, тогда как более тонкая, например 15 мкм, текстура создает проблемы. Типичные примеры приведены в работах [2, 13].
Измельчение и классификация. Измельчение комплексных сульфидных руд до их раскрытия ——большое достижение, особенно если раскрытие достигается при крупности менее 20 мкм, например, как в Азнаколлар в Испании [14]. При измельцении необходимо не только достигнуть верхнего предела крупности продукта, но и проследить, чтобы в нем не содержалось слишком много мелких частиц, которые не извлекаются в обычных флотационных машинах. Циклы измельчения комплексных сульфидных руд рассмотрены в работах [15, 16]. Анализ методик компьютерного моделирования для оптимизации таких циклов приведен в работах [17, 18].
Традиционная схема с использованием стержневого измельчения в открытом цикле с последующими двумя стадиями шарового измельчения в замкнутом цикле с гидроциклонами показана на рис. 4. Отмечается неэффективность цикла, особенно в связи с ограниченностью классификации при использовании гидроциклонов. Это в большей степени относится к галениту, наиболее тяжелому минералу в комплексных сульфидных рудах.
Встречается другой тип цикла, особенно в Скандинавских странах, который включает галечные мельницы и мельницы самоизмельчения. Были сделаны некоторые попытки доказать, что эти мельницы улучшают раскрытие [ 19], но они были не слишком убедительны. Главное различие между мельницами со стальной мелющей средой и мельницами самоизмельчения определяется потенциальным влиянием стальной среды на режим флотации. Этот аспект интенсивно изучался в последнее время, как показано ниже.
Определяющим фактором при сравнении обычного измельчения и самоизмельчения является потребление энергии. Очевидно, окончательные выводы могут быть сделаны с учетом всех экономических параметров, включая капиталовложения.
Eh.ВEh.ВРис. 5. Диаграмма Eh ——pH для сульфида (галенит) в водном растворе [24]Рис. 5. Диаграмма Eh ——pH для сульфида (галенит) в водном растворе [24]Рис. 4. Типичный цикл измельчения, запланированный для тонкоизмель- ченной комплексной сульфидной пуды [15]：'
Eh.В
Eh.В
Рис. 5. Диаграмма Eh ——pH для сульфида (галенит) в водном растворе [24]
Рис. 5. Диаграмма Eh ——pH для сульфида (галенит) в водном растворе [24]
/ — стержневая или первичная шаровая мельница; 2 — шаровые мельницы (коэффициент использования оборудования 95— 97%, расход электроэнергии в первичные циклы 13—15 кВт-ч/т, суммарный расход электроэнергии иа доизмельчение 5— 13 кВт-ч/г)
Другая проблема, возникающая при анализе цикла измельчения комплексных сульфидных руд,——возможность выбора схемы с измельчением всей руды до размера полного раскрытия перед флотацией или схемы с доизмельчением промежуточных концентратов. Применяют различные схемы: от варианта компании «Болидена (Швеция) [21 ], где проводится полное измельчение перед флотацией без доизмельчения концентрата, до варианта фирмы《Норанка》(Канада) [15], где проводится стадиальное измельчение.
Селективная флотация. Единственный процесс, способный разделить основные минеральные составляющие комплексной сульфидной руды,— флотация. С помощью этого процесса, в частности, можно чисто отделить пирит от неценных сульфидов.
Обзор основных достижений сульфидной флотации дан в работе [22]. Хотя сульфидная флотация применяется в течение 80 лет, в научной литературе все еще продолжаются дебаты о точной природе разновидностей, отвечающих за флотацию сульфидов. Некоторые сульфиды, такие как халькопирит и галенит, могут флотироваться без собирателей в определенных условиях [23], но природа состава их поверхности в этих условиях все еще дебатируется. Очень противоречивые результаты получены при лабораторных исследованиях. Как подчеркивается в работе [22], большинство трудностей связано с не-
достаточной стабильностью сульфидов в присутствии воды и воздуха. Состав поверхности и, следовательно, поведение при флотации сульфидов зависят от происхождения образца, что очень редко в деталях рассматривается авторами. Вследствие этой нестабильности большое значение имеют окислительно-восстановительные условия и pH.
Диаграммы (рис. 5), взятые из работы [24], показывают влияние двух параметров на эволюцию сульфидов. Также важное значение имеют кинетические эффекты, так как эти диаграммы Eh—pH предполагают термодинамическое равновесие.
Очень убедительные доказательства влияния Eh и pH на адсорбцию собирателя сульфидными минералами приводятся исследователями из Австралии [23]. Условия, при которых сульфид адсорбирует такой собиратель как ксантогенат, довольно хорошо определены. Но, как это указано в работе [23], наблюдаются негативные синергические эффекты: наличие более одного сульфидного минерала в руде плохо сказывается на результатах селективной флотации. Эти эффекты могут иметь электрохимическую природу или они могут проявляться вследствие влияния компонентов, поступающих в раствор из одного сульфидного минерала на поверхностные реакции другого; очень маленькие доказательства существуют в фундаментальных исследованиях, даже в тех, в которых поверхностный состав количественно определяется методикой ESCA [25]. Теоретические исследования в настоящее время могут оказать лишь небольшую помощь в пополнении этих недостаточных знаний. А. А. Абрамовым [26, 27] была сделана попытка применить фундаментальные расчеты для регулирования состава пульпы в целях достижения условий селективной флотации сульфидных руд. Этот подход интересен, но он кажется неполным из-за того, ч(то влияние Eh пульпы не принято во внимание.
Полное описание схемы и расходов реагентов для руд Японии приведено в работе [28], для руд Азии ——в работе [29], для канадских руд, разрабатываемых фирмой 《Норанда》,—— в работе [ 15], для различных руд Северной Америки — в работах [30, 31 ], для руд Китая — в работе [32]. Для руд очень похожего состава и текстуры разнообразие решений выглядит пугающим и основные моменты такого решения не легко понять. Можно сделать следующие основные выводы.
Контроль процесса окисления во время и после измельчения предлагается некоторыми авторами как главный параметр, в то время как другие авторы игнорируют его. Некоторые основания его можно найти в работах, описывающих влияние измельчающей среды на результаты флотации. Обзор экспериментов дан в работе [33]. Аналогичные данные приведены в работе [34], в которой депрессия сульфидов во время предварительной флотации талька достигается добавлением суль-
Таблица 1
Влияние Eh на селективную флотацию халькопирита и сфалерита [36]
pH
Eh, мВ
Халькопирит
Сфалерит
Расход собирателя, г/т
Содержание меди, %
Извлечение, %
Содержание цинка, %
Извлечение, %
Общий
В пересчете на активную часть
8,5
+ 80
9,1
79,6
36,0
90,3
50
48
8,5
0
5,6
49,7
27,6
69,9
50
46
8,5
-250
14,7
62,0
19,9
22,0
50
33
8,5
— 500
14,5
60,3
2,6
3,0
50
38
фида натрия для контроля Eh. Исследователи фирмы «Норан- °а》настаивают на аэрации после измельчения для улучшения селективности. Работа [15] наглядно показывает выгоды, которые могут быть получены от такой операции. Главное достижение такой аэрации —обеспечение постоянства Eh во флотационных циклах, в то время как в ее отсутствие происходят значительные колебания Eh на фабрике [35]. Хотя окисление может значительно улучшить селективность, как показано в табл. 1, взятой из работы [36], в настоящее время нигде на фабриках не используют этот параметр для контроля, так как при этом может возникнуть необходимость изменения состава газа при флотации [22] (например, использование азота для разделения молибдена и халькопирита).
Регулированием pH достигается подавление пирита, известь при этом почти универсальный реагент. В работе [15] описан пример регулирования pH с помощью карбоната натрия, при этом отмечается отрицательное влияние извести на флотацию галенита. Основные проблемы на фабриках, применяющих сульфиты или SO2, вероятно, связаны с образованием тонких осадков гипса и их влиянием на частицы галенита, как показано в работе [37].
Подавление сфалерита при халькопиритовой или халь- копирит-паленитовой флотации происходит эффективно при использовании сульфит-ионов [15, 21, 29]. Депрессия достаточно сильная, что можно использовать для обратной флотации пирита при доводке низкокачественных сфалеритовых ：концент- ратов [3, 21, 38] Однако эта операция не удается в присутствии вторичных сульфидов меди [15], для того, чтобы она была эффективной, необходимо применять другие реагенты, такие, как сульфиды цинка и цианиды [39].
Несмотря на утверждения производителей реагентов, до сих пор не видно крупных достижений в разработке селективных собирателей для данного разделения.
ПитаниеПитание力力66ПитаниеПитаниеПитаниеПитаниеХвостыХвостыЦинковый концентра гЦинковый концентра гСбинцовый концентратСбинцовый концентратЦинковый концентратЦинковый концентратМедный концентратМедный концентратЦинковый концентратЦинковый концентратМедный концентрат Свинцпвьш концентратМедный концентрат Свинцпвьш концентрат加8m"b/0 концентратканивгтра厂 Киппектибнь心 сбинцоба^ цинкоЗый концентрат加8m"b/0 концентратканивгтра厂 Киппектибнь心 сбинцоба^ цинкоЗый концентрат
Питание
Питание
力
力
6
6
Питание
Питание
Питание
Питание
Хвосты
Хвосты
Цинковый концентра г
Цинковый концентра г
Сбинцовый концентрат
Сбинцовый концентрат
Цинковый концентрат
Цинковый концентрат
Медный концентрат
Медный концентрат
Цинковый концентрат
Цинковый концентрат
Медный концентрат Свинцпвьш концентрат
Медный концентрат Свинцпвьш концентрат
加8m"b/0 концентрат
канивгтра厂 Киппектибнь心 сбинцоба^ цинкоЗый концентрат
加8m"b/0 концентрат
канивгтра厂 Киппектибнь心 сбинцоба^ цинкоЗый концентрат
Рнс. 6. Типичные схемы фv^oтaции комплексных сульфидных руд с получениемтрех концентратов:
/ — доизмельчение; 2 — основная медная флотация; 3 — 1 контрольная медная флэтация- ?—I персчистная флотация меди； 5 — II контрольная флотация меди; 6 — II персчистная флотация меди; 7 —III контрольная флотация хвостов： 8 — кондиционирование свинцового цикла； 9 —основная свинцовая флотация; 10—I контрольная свинцовая флотация; 彳—【перечнетная свинцовая флотация; /2 — 11 контрольная свинцовая флотация; 13 — U персчистная свинцовая флотация； /4—III контрольная флотация- 15—коидициэннро- ?анне цинкового цикла; 16 — основная цинковая флотация； " — I контрольная цинковая флотация; /S — I перечистная цинковая флотация; /-9 — II контрольная цинковая флота- ；产；2〃 一II перечистная цинковая флотация; 21 — 111 контрольная цинковая флот щия; 23 — контрольная медно-свинцовая флотация; 24 —перечистная медно-свинцовая флота- ЦНЯ, 25 — контрольная флотация; 26 — кондиционирование медного цикла; 27 — перечист- ная медная флотация; 28 — подавление свинца; 29 — подавление цинка； 30 — перемешнва- нне коллективного концентрата; 31 — цикл коллективного концентрата
Флотация галенита наиболее трудна в данных рудах. Обладая высокой плотностью, галенит тоньше -измельчается в замкнутых циклах измельчения по сравнению с другими сульфидами и легко окисляется. Некоторые исследователи подчеркивают влияние диспергирования на поведение галенита, что может быть главной причиной потерь при коагуляции [37].
Последовательная флотация по сравнению с полукол- лективной, особенно в отношении к халькопириту и галениту и халькопирит-галенитовой сепарации из полуколлективного концентрата, является наиболее трудной. Предлагаются разнообразные методы [30]. Кажется, самое лучшее вернуться к решению, в соответствии с которым флотационный цикл должен быть настолько простым, насколько это возможно, особенно принимая во внимание совместимость химического состава раствора в различных циркулирующих потоках. В работе [15] даны очень хорошие общие - рекомендации по этому поводу.
На рис. 6 показаны три схемы для флотации от «легкой» крупнозернистой руды (а) до «трудной» тонкозернистой (й).
Качестве воды и .особенно проблема водооборота являются главным фактором. Отмечено [40] отрицательное влияние оборотной воды на шведском комплексе по переработке сульфидной руды. Имеются примеры обработки оборотной воды сульфидом натрия в целях осаждения активирующих ионов меди в растворе {27, 34].
Поведение благородных металлов имеет большое значение с точки зрения экономических характеристик селективной флотации. Минералогические характеристики благородных металлов обычно сложны, особенно серебра, и различные минералы могут вести себя таким образом, что не попадут в концентраты. Серебро и золото выгодны в медных и свинцовых концентратах. Выгода от них в цинковом концентрате часто нулевая. Флотация минералов золота и серебра имеет тенденцию к тому, что медные минералы и галенит могут содержать высокий уровень серебра в твердом растворе (например, выше 1000 г/т). Серебро, находящееся в цинковых концентратах и хвостах, обычно ассоциированно с основными минералами (пирит, сфалерит) и теряется с халькопиритом и галенитом. В работе [41] рассмотрены некоторые аспекты извлечения благородных металлов флотацией из комплексных сульфидных руд.
Несмотря на разнообразие возможностей, которые рассмотрены в некоторых публикациях, результаты работы фабрик по производству концентратов товарного качества в целом не так хороши. В ：качестве примера рассмотрим данные, приведенные в табл. 2 [12]. Результаты, приведенные в табл. 2, лучшие, которые смогла достигнуть фирма за 20 лет непрерывной рабо-
Результаты обогащения, полученные на предприятии фирмы «Брунсвик майнинг энд смелтинг» (Нью-Брунсвик, Канада) в 1984 г.卩 2]
Продукт
Выход,
Содержание, %
Извлечение, %
РЬ
Zn
Си
Ag (г/т)
РЬ
Zn
Си
Ag
Питание
100
3,52
8,91
0,32
100
100
100
100
100
Концентрат: медный
0,79
6,13
3,81
21,55
3,064
1,35
0,34
52,98
24,01
свинцовый
6,04
32,60
5,56
0,42
456
55,10
3,77
7,86
27,34
коллективный
2,25
18,99
32,34
0,65
335
11,96
8,18
4,53
7,50
цинковый
12,60
2,08
51,"
0,28
94
7,33
73,18
11,14
11,76
Хвосты
78,32
1,11
1,65
0,10
38
24,26
14,54
23,49
29,39
та. Предприятие имеет возможность продавать концентраты такого качества, что это оправдывает затраты на его производство.
Продажа некондиционных концентратов не часто описывается в технических статьях. В работе [42] сделан обзор контрактов металлургических фирм и доходов горных предприятий, а в работе [2] приведены данные по -концентратам типичного качества с ограничениями по наказуемым элементам.
Типичные технические условия переплавки медныхконцентратов
Плата за:
медь ..
... Достаточно постоянные при (Т——1)Q*
цинк ..
... Никогда; иногда штрафы
свинец ,.
... Никогда; иногда штрафы
серебро .
...0,95 TQ с минимальным удержанием 35 г/т
золото ..
...0,95 TQ с минимальным удержанием 1 г/т
Штрафы за:
При более, %:
Zn ..
..-2,5
РЬ ...
..•2,5
Sb ..
...0,1
Bi ..
.••0,1
Hg . •.
...0,0025
As ...
••.0,1
* Здесь и далее Т — содержание металла в концентрате; Q — масса концентрата.
Типичные технические условия переплавки свинцовыхконцентратов
Плата за:
свинец .Достаточно постоянная при 0,95 TQ с минималь
ным удержание^ за 3% РЬ
цинкРедкоеисключение для плавильных печей 7ипа
ISF с минимальным удержанием 5—10% Zn
медь0,9—0,99, оплаченная после 2—2,5% удержанич,
и достаточно высокие издержки при рафинирова-
нии; другая формула квоты платежей — (0,2+0,3)TQ
серебро ...
Штрафы за:
. Достаточно постоянная при 0,95 (Г——50) Q При Т более, % :
As .
Sb ...
Bi.
S ....
SiO2 ...
.0,1
•0,1
•0,01
.17
.6
Типичные технические условия переплавки цинковых концентратов
Плата за: цинкДостаточно постоянная при 0,85 TQ с минималь
ным удержанием при 8% Zn
свинец .Редко, исключение — для плавильных печей типа
ISF сминимальным удержанием цз 3—8% РЬ
медьРедко_
сереброДостаточно постоянная и низкая при 0,6 (Т—150)Q
кадмийОбычно0,6(Т—0,2)Q
Штрафы за:При Тболее,%:
Bi0,01
MgO .....0,4
Hg.0,015
Sb0,1
ООД
As0,1
Si6
Г-с9
Типичные технические условия переплавки свинцово-медныхконцентратов
Плата за:
свинец0.98 TQ с минимальным удержанием от 3% РЬ
цинкНикогда; штрафы
медь100%; удержание от 1—3% Си
серебро0,95 (Т一50) Q
Штрафы за:При Т более, %:
2пЮ
As0,1
Bi0,01
Ag 0,01
Из исследований, в которых сделана оценка доходов горных предприятий, видно, что оператор рудника со сложной сульфидной рудой не обеспечивает высокий уровень общего содержания руды. В работе [43] на примере проекта предприятия «Боден- нек》во Франции, показано, что доход, полученный от продажи некондиционных концентратов, составляет только 34,6% стоимости содержащегося в руде ценного компонента, а при продаже чистых концентратов — 62%. Это подтверждается также и другими авторами [44—49].
Коллективная флотация или селективная и полуколлективная флотация. Как видно из табл. 2, смешав все концентраты, произведенные на таком предприятии, как «Брунсвик», можно получить общий (комплексный) концентрат с большим содер-
Варианты получения комплексных коицентратов на мощностяхфирмы «Брунсвик» (см. табл. 2)
Концентрат
Комплексный 21,68 (смесь всех концентратов)Цинковый12,60Полуколлек-9,08тивныйКомплексный 21,68 (смесь всех концентратов)Цинковый12,60Полуколлек-9,08тивныйВариант А12,51 35,13 1,13Вариант А12,51 35,13 1,13326 75,79 85,47 76,51 70,61326 75,79 85,47 76,51 70,61Вариант 52,08 51,77 0,289426,92 12,04 2,32 653Вариант 52,08 51,77 0,289426,92 12,04 2,32 6537,33 73,1868,41 12,297,33 73,1868,41 12,2911,14 11,7665,37 58,8511,14 11,7665,37 58,85
Комплексный 21,68 (смесь всех концентратов)
Цинковый12,60
Полуколлек-9,08
тивный
Комплексный 21,68 (смесь всех концентратов)
Цинковый12,60
Полуколлек-9,08
тивный
Вариант А
12,51 35,13 1,13
Вариант А
12,51 35,13 1,13
326 75,79 85,47 76,51 70,61
326 75,79 85,47 76,51 70,61
Вариант 5
2,08 51,77 0,2894
26,92 12,04 2,32 653
Вариант 5
2,08 51,77 0,2894
26,92 12,04 2,32 653
7,33 73,18
68,41 12,29
7,33 73,18
68,41 12,29
11,14 11,76
65,37 58,85
11,14 11,76
65,37 58,85
жанием цветных и драгоценных металлов, чем в отдельных концентратах. В работе [50] приведены данные по товарному извлечению цинка, содержащегося в цинковом и комплексном концентратах (81,36%); меди, содержащейся в медном концентрате (52,98%); серебра, содержащегося в медном, свинцовом и .комплексном концентратах (58,85%). Таким образом, нет ничего)неожиданного в том, что изучаются альтернативные варианты флотационных схем, в которых часть или все цветные металлы селективно отделяются от пирита. В табл. 3 показаны различные комбинации, которые можно получить при смешивании различных концентратов фирмы «Брунсвик». В работе [51] показана возможность получения цинкового концентрата более высокого качества и низкокачественного концентрата неблагородных металлов в контрольной флотации из питания цинкового цикла с целью увеличения извлечения. Технически этого можно достигнуть с помощью перечистки окончательного цинкового концентрата обратной флотацией [38].
Альтернативные варианты были изучены в Канаде в исследовательском центре CANMET в процессе пилотных испытаний. Было показано, что достигнуть высокого извлечения при получении коллективного концентрата в один этап невозможно; следует получить отдельные медно-свинцовый и цинковый флотационные концентраты и смешать их [52]. Требования к адекватной флотации галенита такие же, как и к селективной обширной сфалерит-пиритной флотации, что несомненно трудно обеспечить в одном цикле коллективной флотации. В работе i[53] представлены результаты изучения коллективной флотации комплексных сульфидных руд в Испании. Сравнение извлечения в коллективной и селективной флотации для канадских руд также приведено в работе [46].
Преимущества производства коллективного концентрата: легкость процесса на фабрике вследствие упрощений в схеме; меньшие расходы на измельчение вследствие более крупного размера раскрытия породы и пирита, чем требуемая крупность для полного раскрытия всех сульфидов; меньшие расходы на флотацию вследствие ограничения желаемой селективности и т. д. Основной недостаток——производится концентрат, не имеющий рынка сбыта； для этого концентрата необходимо развивать новые процессы переработки.
Можно сделать заключение, что в целях увеличения извлечения необходимо разрабатывать различные альтернативные стратегии: от приготовления смеси отдельных концентратов до получения чистых, легко продаваемых концентратов некоторых металлов, особенно цинка, оставляя полуколлективный концентрат с низким содержанием пирита. В зависимости от стратегии и с учетом того, что трудностью комплексных сульфидных руд обычно является высокое содержание цинка со вторичным свинцом и третичной медью, смешанный концентрат будет «цинковым» или «свинцовым».
Необходимо также отметить отклонения в результатах, полученных при лабораторных испытаниях флотации и в промышленности.
В работе [54] рассмотрены трудности, возникающие при лабораторных исследованиях флотации комплексных сульфидных руд, в частности, связанные с невозможностью воспроизведения в лабораторных услсвиях распределения различных минералов по крупности, аналогичной получаемой в обычной промышленной мельнице. Это происходит вследствие классификации в непрерывном цикле, чего нет при измельчении в лаборатории; галенит измельчается до более крупного размера в лаборатории. Различные проблемы, связанные с лабораторными флотационными испытаниями, рассмотрены в работе [55].
Традиционные металлургические процессы, применяемые для очистки концентратов. В течение многих лет разрабатываются металлургические процессы для извлечения основных металлов из загрязненного питания. Существуют различные сложные плавильные установки, которые могут принимать в небольших количествах почти любые типы концентратов, но их цена не может удовлетворить горнодобывающие фирмы. Такие сложные установки описаны, например, в работах [2, 56] (предприятие《Ронскар》фирмы «Болиден», Швеция); [57] (^Металлургия ——Хобокен ——Оверпелт》, Бельгия); [58] (объединенные комплексы фирмы《Дова》，Япония). Описания этих установок дают идею процессов для удаления примесей, содержащихся в концентратах. На рис, 7 показана сложная схема, применяемая на предприятии фирмы «Металлургия ——Хобокен —Оверпелт》*
兄
Рис. 7. Общая технологическая схема переработки на предприятиях фирмы «Ме^ таллургия ——Хобокен — Оверпелт》［57］：
I — германнйсодержащне материалы и скрап; 2 — вьицелачиванне; 3 — рафинирование； 4 — тетрахлорнд, оксид германия; 5 — поликристаллы, единичные характерные кристаллы; 6 — кобальтсодержащие материалы н скрап； 7 — оксид кобальта; 8 — сопн, порошки;' 9 — никелевый остаток; 10 — кобальтовый остаток； // — электролиз медн нз раствора; /2— неочнщеннный сульфат никеля； 13 — катодная медь; 14 — оксид мышьяка； 15 — сульфат никеля; 16 — блистерная медь н скрап： /7 —отлнвка анодов; 18 — электрорафинирование меди; 19 — медные слнткн, заготовки, слиткн-заготовкн； 20 — цех получения кислотoi; 21, 36 — остаток содержащий драгоценные металлы; 22 — обжнг； 23 — никелевая шпейза； 24 — купферштейн; 25 — конвертерная плавка； 26 — блистер; 27 — шламы, содержащие драгоценные металлы; 28 — мышьяк, олово, солн сурьмы, металлические сурьма н внсмут; 29 — серная кислота; 30 — материалы, содержащие свинец, медь и драгоценные металлы； 31 — окускование; 32 — плаика; 33 — елнток сырого свинца; 34 — установка рафинирования «Харрис»; 35 — свинец в слитках, листах; 37 — кобальтовый цемент； 38 — остаток, содержащий теллур; 39 — аффинажная установка для драгоценных металлов; 40 — серебро, золото, платина, палладий, родий; 41 — остаток, содержащей свинец и драгоценные метал- лы； 42 — медьсодержащий остаток; 43 — кадмий, индий- 44 — пыль： 45 — рафинирование редких металлов; 46 — селен, теллур, мышьяк, инднй 47 — шлаки; 48 — удаление шлака; ?9 — пыль; 50 ——медный цемент； 5/ — кадмиевый цемент； 52 ——цннксодержащие матерна- лы； 53 — электролиз цннка； 54 — кадмиевые катоды; 55 — цинковые катоды； 56 — отлнвки кадмия; 57 — установка для поточной переработки лома цветных металлов; 58 — удаление цинка, меди, алюминия; 59 — переплавленный цннк； 60 — елнтки цинка, сплавы, порошки; 6/ — цинковый скрап； 62 — дистилляция; 63 — цинк; 64 — вторичный алюминий； 65 — ртуть； 66 — электролиз кадмня
Определено, что наиболее низкие затраты требуются на процессы получения меди в современных установках плавления во взвешенном слое; цинка по схеме обжиг ——выщелачивание —электролиз; свинца в шахтной печи или новым способом, таким, как Q—S—L или Кивцет. Чтобы эти процессы были достаточно эффективными, в питании должно присутствовать мало примесей. Для переработки сложных концентратов в промышленном масштабе разработана плавильная печь 《Нм- пернал», позволяющая одновременно получать свинец и цинк. Применение печи широко известно, а перерабатываемое питание имеет следующий типичный состав (после окускования):
38—4418—230,04—27—10Переменный38—4418—230,04—27—10ПеременныйТипичный состав агломерата для печей «Империал»
38—44
18—23
0,04—2
7—10
Переменный
38—44
18—23
0,04—2
7—10
Переменный
Zn Pb Си Fe
Ag и Cd
На всех фабриках отмечается соотношение Zn:Pb = 2:l и Си : РЬ<0,1. Графики извлечения для различных .металлов даны в работе [60], где также рассмотрена стоимость переработки комплексных концентратов. Существующие печи ISF производят около 12% цинка и 117о *свинца и не оборудованы устройствами для извлечения вторичных элементов. В работе [60] показана ограниченная производственная мощность по извлечению вторичных элементов на фабрике《Еерзелинз» в ФРГ, например, 2500 т/год меди при производстве- 80 тыс. т/год цинка.
Достижения в металлургической переработке комплексных концентратов. Краткий обзор, приведенный выше для комплексных плавильных установок, перерабатывающих некондиционные концентраты, показал, что их производительность не слишком велика ,и не обеспечивает полную загрузку перерабатывающего предприятия. Это не относится к объединенной фирме, как подчеркивается в описании фирмы 《Дова» [58]. Для комплексных концентратов, видимо, необходим особый металлургический процесс, который должен быть экономически более привлекательным, чем традиционный. В работе [2] описаны достижения в этой области до 1980 г., а в работе [22]—до начала 1984 г. Более поздние достижения рассмотрены в следующих разделах.
Пирометаллургия. Хотя в области пирометаллургии основных металлов проявляется большая активность, большинство достижений не относится к переработке комплексных -концентратов.
В пирометаллургии меди достижения относятся ж уменьшению затрат энергии и загрязнения окружающей среды при применении отражательной -печи и конвертера. Энергетически эф-
фективным.и, а также приемлемыми с точки зрения охраны окружающей среды являются такие процессы, как 'плавка в печи кИ|Пящего слоя фирм 《Оутокумпу》 или «И-нко», реакторе фирмы «Митсубиси», реакторе фирмы《Нсранпа》，установленных на новых предприятиях большой производительности (100 ТЫ'С. т/год) для переработки чистых концентратов.
Достижения в пирометаллургии свинца более разнообраз- нн, с различны Min потенциальными решениями [61], такими, как «Болиден», TBRC, QSL, Кивцет, Контоп, плавка в кипящем слое фирмы «Оутокумпу». Особое значение имеют восстановление свинца в рабочей атмосфере и процессы, связанные с исключением наибольшего источника загрязнения в обычных технологиях, такого, как окускование. Процесс 《Кнвнет》, хотя и нс был развит до промышленного масштаба на Западе, известен как процесс, с .помощью которого можно перерабатывать некондиционные свинцовые концентраты, и его применение рассматривалось в Австралии и Канаде. Используемые для комплексных концентратов пирометаллургические процессы переработки свинца имеют тот недостаток, что получаются загрязненные слитки, которые нуждаются в дальнейшей переработке (62].
Интересная презентация была сделана фирмой «Оутокумпу» [63] по модификации плавики загрязненных в кипящем слое пиритов на плавильном заводе Коккола в Финляндии. Этот процесс описан ниже
Гидрометаллургия s сульфатной среде. В табл. 4 представлены гидрометаллургические процессы для переработки комплексных концентратов в сульфатной среде [27], представляющие основные достижения (особенно в Канаде).
Процесс Шерит Г о р д о н, основанный на высокотемпературном выщелачивании цинковых концентратов «серной кис- лотой, осуществлен в промышленности в двух вариантах: в Трайле (шт. Британская Колумбия) и ;в «Кидд Крик» (пров. Онтарио), Канада (для переработки чистых цинковых концентратов). Эти два варианта дополняют существующие цинковые предприятия RLE. В Трайле извлекается элементарная сера, ,в то время как на «Кидд Кр丑к» она уходит с отходами. Различные модификации этого процесса были испытаны в лабораторном масштабе {51] на продуктах, подготовленных центром CANMET [52J. Предварительные экономические данные представлены в работах [46, 51]. Некоторые проблемы процесса связаны с образованием плюмбо- и аргентоярозитов, а также сульфатов, которые смешиваются с нереагирующим пиритом и элементарной серой, затрудняя их извлечение и снижая извлечение меди.
Процесс R Р С сульфатации — выщелачивания (Н ь ю-Б р у н с в и к, Канада). Процесс RPC [44, 64] был
схемасхемаРис, 8. ТехнологическаяРис, 8. Технологическаяпроцесса RPC, включающего сульфатирующий обжиг — выщелачивание — электролиз [44]:
схема
схема
Рис, 8. Технологическая
Рис, 8. Технологическая
/ — фильтрат выщелачивания горячей кислотой; 2 — сульфатирующий обжиг; <3 — очистка газа； 4 — установка по производству сер ной кислоты； 5 — обожженный продукт и нейтрализдванный обожженный продукт- 6 ~ шлам, содержащий железо и гипс; 7 — осаждение меди; 8 ——электролиз меди； .9 ——окисление железа； Ю — выщелачивание в нейтральной среде； 11 — разделение твердой и жидкой фаз; /2 — электролиз цинка; 13 — обожженный продукт н серная кислота； 14——выщелачивание горячей кислотой； /5 ——очистка; /6 — цинковая пыль; 17 — известняк： 18 — нейтрализация шлама; /Р — продукт, содержащий свинец，н серебро, иа переработку; 20— кобальт-кадмиевый продукт на переработку
осуществлен на опытно-промышленной установке в Четхеме, Нью-Брунсвик. Процесс включает операцию сульфатизирующе- го обжига (рис. 8). В работе [62] проведено сравнение между этим процессом <и процессом, осуществленным фирмой《Дова》 в Козака, работающем с 50-х гг.
Пилотная установка производительностью 10 т/сут и стоимостью 18,5 млн. канадских долларов, приобретенная совместно провинцией Нью-Брунсвик и Канадским федеральным правительством, работает под управлением фирмы «Енчансед Ре- кавсрн Системе Лтд.». Строительство началось во второй половине 1983 г., а секция обжига была введена в эксплуатацию
gГидрометаллургические процессы в сульфатной среде, разрабатываемые
для комплексных сульфидных материалов [2]
Процесс
Материалы, перерабатываемые в настоящее время (состав, %)
Система
Основные стадии
Основные и побочные продукты, от-
Ограничения и проблемы
Уровень развития процесса
Шерит Гордон [51—52]
Коллективный концентрат (30 Zn; 10 Pb; 1 Си); обогащенные хвосгы (30 Zn, 4 Pb; 1 Си) из Нью-Брунсвпка
Сульфатное выщелачивание под давлением и электролиз
Выщелачивание под давленьем с возвратом электролита; удаление железа; осветление; удаление хлорида; извлечение кадмия; электролиз
Цинк (специальный, высокого качества) ; кадмий; сульфаты серебра и свинца; медный кек; пирит, элементарная сера; окс![д железа
Удаление фторидов и хлоридов; повторное выщелачивание Ag и РЬ; извлечение РЬ и Ag; остаток низкого качества
Непрерывные лабораторные испытания
Нью-Бругю- вик Ресер- энд Продак- тивитн Консил (RPC) [44, 64]
Коллективный концентрат (30 Zu;
1—5 Си; 5—15 Pb); обогащенные хвосты (20—30 Zn;
1 Си; 2—4 Pb) из Ныо-Брунсвика
Сульфатное выщелачивание обожженного про- дуктаи
электролиз
Обжиг; выщелачивание разбавленной H2SO4 с возвратом электролита; выщелачивание горячим концентрированным раствором H2SO4 оста гк а, возвращенного в реактор; экстракция растворите- ^^eм и электролиз меди; очистка раствора, включающая удаление желе-
Цинк (специальный, высокого ка- чества); кадмий; кобальт; оксид свинца и серебро в H2SO4； окенд железа
Производство цинка зависит от рынка кисло- гы; высокие капитальные затраты
Непрерывные на мини-установке
£
за, цементацию кобальта, извлечение кадмия, электролиз цинка и выщелачивание рассолом выщелоченного остатка для извлечения РЬ и Ag
Теникас Рэ- нидос Комп- рекс про- цесс/Цин- секс процесс [65]
Коллективный концентрат (28 Zn;
3 Си; 6 РЬ; 400 г/т Ag) из Испании; пирит
Выщелачивание под давлением; экстракция растворителем —"-сульфатное выщелачивание и электролиз
Выщелачивание (200 ℃, 7—14 кг/см2; О2 "ОД давлением, 2 ч； 10% твердого) ,окисление сульфидов в сульфаты, гидролиз и высаживание железа в виде Fe2O3; фильтрование и промывка осадка Ге^Оз, содержащего РЬ и Ag; извлечение меди из фильтрата UXSX и электролизом; двухстадиальная экстракция: I стадия — экстракция цинка амберлитом в виде ZnCk (цннк обдирается в воде); 11 гтадия — экстракция цинка для пеоевода хлорида в сульфат с D2EHPA (тщательное регулирова- ние pH аммонием или известью; обдирка прово- дится с применением электролита из операции электролиза цинка)
Цинк; медь; iBH- нец; серебро; .кадмий; РезОз； гипс; гточные воды (Na + и Cl"); С1 и Ма
Если содержание меди в концентрате высокое, то экстракция меди может быть осуществлена в непрерывном цикле
Пилотная установка (1 т/сут) для выщелачиваниявсего
коллективного концентрата; процесс Zincex промышленный (8 и 11 тыс. т/год цинка)
Рис. 9. Технологическая схема процесса Компресс Л：
/ —- выщелачивание под давлением; 2 — перемешивание 3 —рапа после выщелачивания; 4 — осаждение Zn(OH)?； 5 — отделение гипса； б — цементация свннца; 7 ——цементация серебра； 8 ——электролиз меди； 9 — электролиз цинка; Ю — фильтрование гипса; И — слив' для обработки отходов; 12 — выщелоченный остаток； /3 — гипс
в середине 1985 г. Окончательно установка введена в действие в апреле 1986 г., а все работы по провинциально-федеральному соглашению были закончены 31 марта 1987 г.
На пилотной установке производительностью 400 кг/сут были испытаны различные исходные материалы: от руд до п,нн- ковнх концентратов. Ограничения на качество питания были следующие [44]: при содержании 14% смеси Си и РЬ содержание меди должно быть менее 5,6%; в других случаях следует ограничивать содержание меди в питании ниже 1,5% для уменьшения проблем, связанных с вязкостью при обжиге.
В качестве окончательных продуктов получают: электролитический цинк; медно-кадмиевый цемент; кальцийортоплюм- бат — продукт, содержащий 68% РЬ и менее 0,58% С1, а также значительные количества серебра и золота; цемент золота и серебра; сернистую кислоту — хотя и последний, но не менее важный продукт.
В работах [44, 46] приведены экономические данные по процессу и его уязвимости со стороны цен на основные металлы, а также цен -на серную кислоту.
Процесс Компрекс—выщелачивание сульфатом при высокой температуре. Условия процесса выбирают таким образом, чтобы предотвратить образование ярозита. Разрабатываются варианты этого процесса, что делает его более .привлекательным [65]. Последняя версия, разработанная в 1985 г., представлена на рис. 9, откуда видно, что для увеличения про- 164
изводительности в автоклавах производится частичная нейтрализация серной кислоты гидроксидами цинка. Принимая во внимание характеристики цинковых растворителей, максимальное содержание компонентов .в питании поддерживается на уровне 20% цинка и 1/3 свинца. Процесс и его модификации опробованы на пилотной установке производительностью 1— 2 т/сут. Хотя процесс привлекателен из-за множества его возможных вариантов, не доказано, что он достаточно экономичен для оправдания капитальных вложений в установку большой .производительности.
Окончательные продукты ——электролитический цинк, электролитическая медь, свинцовый и серебряный цемент. Гипсовый побочный продукт является отрицательным моментом.
Процесс L N Е Т I. В настоящее время разработан [66] процесс обжига — выщелачивания в сульфатной среде, который сходен с процессом, разработанным фирмой RPC, за исключением того, что температура обжига немного выше. Процесс 'испытан в лабораторном масштабе. Анализ различных альтернативных вариантов показал пригодность процесса для переработки комплексных концентратов.
Гидрометаллургия в хлоридной среде. Хлоридные процессы для переработки комплексных концентратов развивались в течение ряда лет (табл. 5). В работе [2] приведен обзор основных достижений в этой области. Необходимо сделать следующие комментарии. Некоторые хлоридные процессы разрабатывались в основном для переработки чистых концентратов, содержащих медь или свинец. Однако многие из этих достижений устарели, что показало закрытие таких предприятий, как《Дювал》и «Цимет». Вероятно, единственное новое достижение в этой области—осуществленный в Канаде на предприятии «Греат Централ Майнз» [67] процесс, очень похожий на процесс «Дювал». Гидрометаллургические процессы переработки хлорида свинца конкурируют с пирометаллургическими, описанными выше. Интерес представляют разработки, сделанные фирмами «Сент-Джой Минерале Корп.» (1978—1982 гг.) [68] и «М'Инемет Речерчес» [69].
В этих процессах чистые галенитовые концентраты выщелачивают в среде хлорида двухвалентного железа, при этом осаждается чистый хлорид свинца； затем свинец получают электролизом в водной среде. В работе {68] отмечено, что применение такого процесса в настоящее время для чистых концентратов 1неэкономично по сравнению с новыми пирометаллургическими процессами. В табл. 5 приведены только те фирмы, которые добились важных достижений по сравнению с первоначальной таблицей, представленной в 1980 г. Обзоры хло- ридных пирометаллургических процессов переработки сульфидных концентратов приведены в работах [70, 71]; в работе
Гидрометаллургические процессы (в хлоридной среде) усовершенст
Фирма, страна
Выщелачивание
Стадии выделе- ния металлов
Получение металлов
Реагенты (расход, г/л)
Условия
《Клеар》， США
Си2+ (50—60) NaCl (200) воздух или кислород; цемент или медный скрап
2 стадии： J — восстановление при107 ℃;
li — окнслгнче кислородом при 140 ℃
Подробности представлены для Zn, Ag
Прямое злект- ровосстановле- нле CuCl в камере с диафрагмой
《Мннемет», Франция
Си2+ (50)； NaCl (200)
2 стадии; про- гпвоточиый режим при 95 ℃
Кристаллы РЬС12; Ag цемент; Fe гегит; Zn ДЕНДРА； электролиз Си
Электролиз Си и Zn из сернокислотных растворов
«Сент- Джой»,
США
FeCl3 (55-70)；
NaCl (180— 220)
1 стадия при 95 ℃
Кристаллы РЬС12
Электролиз РЬ
《Декстек», Австралия
NaCl (200)； электроэнергия (1 кВт/кг Сн);
НС1
Анодное растворение в присуг- ствмн воздуха и при pH 2—2,5 для Си и без воздуха для РЬ
Некоторые представлены
Электролинпе- ское осаждение при выщелачивании; анод и катод из графита
《Канмет》， Канада
FeCl3(1451;
HC1 (15)； NaCl (200)
2 стадии при 107 ℃
Cu-Ag путем цементации РЬ; кристаллы
РЬС§； электролиз Zn
Электролиз Zn в хлоридной среде РЬС12?
«Злкем», Норвегия
Fe3+(150);
Cu2+ (20)；'NaCl (до 150)
2 стадии в про- гивоточном режиме при нагревании
Кристаллы
РЬС12; электро- шз Zn; электролиз Си
Прямое ^лект- ровосстановле- ние из хлорид- ных растворов или электролиз Си
Таблица 5
вованной переработки комплексных сульфидных материалов [2]
Регенерация реагентов
Загрязнения
Стадия разработки
Примечания
Анодное окисление Си в СМ、окисление воздухом Fe2+ в Fe3+
Выщелоченный ос- гаток содер?кит пи- )ит и S0, циклический процесс
>а6отают пилотные /станозки; про- ■л ышленная установка (100 т/су г) для чистого концентрата
Возможны достижения з хлорнд- ном процессе
Эклсление возду- ем во время уда- тсния Fe и элек- гролиз
То же
Пялотная установка (iia 1 л), крупная пилотная установка для РЬ
Пирит не подвергается воздейсгв!но; экисление воздухом Си+ в Си2+; во время электролиза контролируют pH
С12 из электролиза РЬ
8°
Крупная пилотная /становка (2 т/сут)
Процесс переработки РЬ неэкономичен; испытания комплексных руд в лабораторном масштабе
Нет； должно быть извлечение из CL
Остаток от зыще- лачивания и, возможно, насадка для контроля ирн- месей
Пилотные камеры (300 л); промыш- юпные камеры (10 м3)
Применяется для Си и РЬ; должно быть больше вариантов применения
Перевод Fe?+ в Fe" с использованием С12 И О?
Остаток от выще- тачивания содержит пирит и S0
Лабораторные испытания
Сложная схема
Окисление Fe воздухом и Cis из электролиза Zn
То же
Пилотная установка для Си и частично Zn, неболь- iiioro и крупного масштаба
Дорогой процесс
также дан критический анализ достижений в хлоридном процессе.
Процесс《Дювал Клер». Медная фабрика производительностью 40 тыс. т/год работала с 1976 по 1982 г. на чистых халькопиритных концентратах, содержащих немного серебра [72]. Здесь не было попыток извлечь драгоценный металл, который выделялся электролизом вместе с медью. В работе [73] представлен в общих чертах процесс извлечения золота, содержащегося в остатках, а в работе [74] описана модифицированная секция для получения меди электролитического качества из растворов, богатых серебром. В работе [75] сообщается о высоком качестве элементарной серы в остатке, полученном в процессе и о ее потенциальном рынке сбыта.
В работе [76] описана модификация процесса переработки комплексных концентратов сульфидных руд, полученных флотацией на «Ред Сиа мадс», в работе [77] представлены сходные схемы, хотя и на других концентратах.
Процесс 《М н н е м е т Р е ч е р ч е с». Фирма работает с использованием процесса хлоридной гидрометаллургии для переработки концентратов основных металлов или комплексных концентратов [69, 78, 79]. Процесс переработки комплексных сульфидных руд далее непрерывных лабораторных экспериментов не пошел, однако переработка свинцовых концентратов была проведена на большой пилотной установке промышленного масштаба, включающей полноразмерные ванны для электролиза.
Процесс фирмы «Сент-Дж ой Минерале». Большая пилотная установка работала в течение ряда лет, но дальнейшего развития процесса в промышленном масштабе не произошло. Фирма проводила испытания на некондиционных или комплексных концентратах. В основу была положена описанная схема, не испытанная в непрерывном режиме. Предлагаемый процесс включает электролиз цинка в хлоридной среде с выделением хлора, что далеко от традиционной практики.
Процесс《Декстек》[80, 81] включает в себя одновременное анодное окисление сульфидов и катодное восстановление металла в двух отделениях одной и той же ванны. Установка из 10 промышленных аппаратов (диаметр 2,5 м, высота 2,5 м) работает в Южной Африке на медных концентратах, другая пилотная установка изготовлена для свинцовых концентратов в Швеции [82]. Процесс 《Декстск》 переработки свинца [81] имеет потенциальную возможность применения, будучи модифицирован для переработки комплексных концентратов, но результаты не опубликованы. В некоторых аспектах подход, выбранный Эвереттом для комплексных концентратов, сходен с промышленной практической гидрометаллургической
Рис. 10. Схема процесса хлоридиого выщелачивания комплексных концентра-тов сульфидных руд [86]:
/ — выщелачивание； 2 — раствор окисленных соединений; 3 ~ сульфиды в пульпе; 4 —• кристаллизация свинца; 5 ~ повторное окисление； 6 — сгущение： 7 — фильтрование остатка； 8—раствор восстановленных соединений; 9—фильтрование; /0—хлорид цинка, экс
тракция； И — электролиз меди； 12 — электролиз цинка; 13 — фильтрование меди предварительной переработки питания для традиционного пирометаллургического процесса, который рассмотрен ниже.
Процессы фирмы 《Канмст》. Фирма《Канмет》испытывает разнообразные процессы для растворения .комплексных концентратов в прерывном и непрерывном лабораторном эксперименте, используя растворы хлорида двухвалентного железа [83]. Более современное достижение фирмы [84]—двух- стадиальное выщелачивание, сходное с методом фирм 《Сент- Джой Минерале» м《Злкем》. Это небольшое достижение в процессах извлечения растворенных металлов.
Процессы «Эл кем». Фирма《Злкем》испытала на пилотной установке малой (0,12 т/сут) и большой (1,2 т/сут) производительности процесс, который включает выщелачивание в смеси хлоридов железа и меди. Схема процесса и его результаты приведены в работах [85, 86]. Модифицированный процесс включает экстракцию меди растворителем с помощью фирмы 《Акорга Лтд» [87] для получения меди высокой чистоты. Процесс неэкономичен при переработке чистых концентратов, а при переработке комплексных концентратов должен включать электролиз свинца и цинка в хлоридной среде для
регенерации хлора. Схема процесса, данная на рис. 10, является типичной для всех гидрометаллургических процессов с хлоридами.
Другие гидрометаллургические процессы. Процессы, использующие иные среды, чем сульфаты или хлориды: 《Амакс》—— выщелачивание каустиком (испытывается на низкокачественных цинковых концентратах, содержащих много железа и мало свинца, серебра и меди) [88]; сЭкстрамет» — использует фторсиликатные растворы [89].
Предварительная подготовка комплексных концентратов перед обычной плавкой. Процессы, описанные выше, имеют целью получение металла из комплексных или ^некондиционных концентратов способом, существенно отличным от традиционных процессов плавки. В настоящее время, отмечено в обзорной работе [90], посвященной экономике плавки сульфидных концентратов, очень сомнительно, что крупные металлургические предприятия, использующие даже лучшую технологию, могут быть экономически оправданы при переработке чистых концентратов. Это заключение следует дополнить плохими экономическими показателями металлургической переработки комплексных концентратов.
Промежуточный подход, сходный по своим показателям с усовершенствованной плавкой, описанной в работе [90], предусматривает предварительную подготовку комплексных или некондиционных концентратов для того, чтобы сделать их пригодными для плавки, проводимой с использованием существующего оборудования. Такой подход не нов, например, подготовка некондиционных свинцовых концентратов на заводе «Ко- сака» фирмы《Дова》[58, 91]. Схема подготовки приведена на рис. 11. По существу, процесс состоит из выщелачивания серной кислотой, в которой свинец, золото, серебро, сурьма и висмут находятся в твердой фазе, а медь, цинк, мышьяк и (кадмий растворяются и затем осаждаются для возврата в цикл традиционной плавки или как примесь. Исходным для этого процесса является свинцовый концентрат, полученный после переработки руд Куроко следующего состава, %: РЬ 55,05; Zn 5,18; Си 4,48; As 0,83; Sb 0,82; Bi 0,05; Au 14,8 (г/т); Ag 1701 (г/т).
Аналогичный процесс был применен фирмой 《брокен Хилл Аосошиейтед Смелтер Птч. Лтд» (Австралия) для переработки медно-свинцового штейна (40% Си, 40% РЬ, 15% S) с использованием смешанной окислительной среды хлорида и сульфата меди и электровыделения меди после экстракции растворителем. Свинец, серебро и сера остаются в остатке [92] и возвращаются на плавку.
Сходные попытки описаны в работе [93] для переработки концентрата из Магмонт Миссури (США), содержащего медь, свинец, никель, кобальт, серебро. В этом процессе выщелачи- 170
CSu^uoSo- йариебый супь^пЕCSu^uoSo- йариебый супь^пЕКонвертерная пьтьКонвертерная пьтьПьеь и остаток выщ^ла- иибиниа цинка IПьеь и остаток выщ^ла- иибиниа цинка IСЗинцоЗьшкониенг- Загрязненые рагпводь/СЗинцоЗьшкониенг- Загрязненые рагпводь/2"2"££55SS77—CqCOj]8—CqCOj]8]g]gОткатышиОткатышиM.Fe —*4I—1//M.Fe —*4I—1//ItIt2,2,2929ZZZZШлакШлак[JqUlMeHHblU сдинец[JqUlMeHHblU сдинецcc工工I ha продажуKpcetiur железаI ha продажуKpcetiur железаОтходы^LСильфид меди1"[Отходы^LСильфид меди1"[]£ ] Воздух]£ ] Воздух2727/5^23 U〃厂 ] zBucTbt/5^23 U〃厂 ] zBucTbtжелезажелеза1313ШламШлам51765176Олово СурьмаОлово СурьмаПыльПыльвода(на сброс)вода(на сброс)3737Триоксид сурьмыТриоксид сурьмыОчищенный Чернобое висмут серебро
CSu^uoSo- йариебый супь^пЕ
CSu^uoSo- йариебый супь^пЕ
Конвертерная пьть
Конвертерная пьть
Пьеь и остаток выщ^ла- иибиниа цинка I
Пьеь и остаток выщ^ла- иибиниа цинка I
СЗинцоЗьш
кониенг- Загрязненые рагпводь/
СЗинцоЗьш
кониенг- Загрязненые рагпводь/
2"
2"
£
£
5
5
S
S
7
7
—CqCOj
]8
—CqCOj
]8
]g
]g
Откатыши
Откатыши
M.Fe —*4
I—1//
M.Fe —*4
I—1//
It
It
2,
2,
29
29
ZZ
ZZ
Шлак
Шлак
[JqUlMeHHblU сдинец
[JqUlMeHHblU сдинец
c
c
工
工
I ha продажуKpcetiur железа
I ha продажуKpcetiur железа
Отходы^L
Сильфид меди
1"[
Отходы^L
Сильфид меди
1"[
]£ ] Воздух
]£ ] Воздух
27
27
/5^23 U
〃厂 ] zBucTbt
/5^23 U
〃厂 ] zBucTbt
железа
железа
13
13
Шлам
Шлам
51
76
51
76
Олово Сурьма
Олово Сурьма
Пыль
Пыль
вода(на сброс)
вода(на сброс)
37
37
Триоксид сурьмы
Триоксид сурьмы
Рис. 11. Схема предварительнойРис. 11. Схема предварительной,丄1 обработки загрязненного концентрата перед
Рис. 11. Схема предварительной
Рис. 11. Схема предварительной
традиционной плавкой на металлургическом предприятии《Косака》фирмы《Л.о-ва》[58]:
/ —— I стадия выщелачивания； 2 — И стадия выщелачивания; 3 — фильтрование： 4 — сушка; 5 — I стадия осаждения меди； 5 — сульфат свинца； 7 — сульфид меди； 8 — нейтрализация; 9 — окомковаиие; 10 — плавка； // — электроплавка; /2 — осаждение; /3 — 11 стадия осаждения меди； 14 — окисление железа; 15 — нейтрализация； /6 — осаждение циика; /7―■ осаждение кадмия； 18 — гидра? цинка и сульфат кадмия; 19 — рафинирование цинка; 20 — необработанный благородный метала： 2/ — шлак и шпейза; 22 — медный штейн; 23 -— плавление меди; 24 — обезмеживание веркблея； 25 — процесс Харриса; 26 — разливка иа карусельной машине; 27 — переработка шлака； 28 — свинцовый а иод; 29 — рафинирование свинца; 30 — плавка； 3/—электролиз; 32 — получение сурьмы
ванне проводят смесью сульфата меди и серной кислоты с применением кислорода под давлением и последующим осаждением меди в виде сульфида и свинца в виде сульфата, которые разделяются флотацией. Никель и кобальт из раствора осаждаются сероводородом. Процесс не осуществлен, так как не найден покупатель для концентрата.
В работе [94] описано исследование селективного растворения свинца хлоридом железа в развитие процесса переработки руд громадного свинцово-цинкового месторождения Мак Артур Ривер (Австралия). Как показано выше, комплексный процесс Декстек является селективным по отношению к галениту и может использоваться с последующими процессами, в том числе традиционными.
Селективный обжиг медных концентратов, содержащих мышьяк и сурьму, в многоподовой печи, как описано в работе [95], дает беспримесный раствор, оставляя достаточно серы в медном продукте, чтобы сделать его пригодным для традиционной плавки и извлечения мышьяка в товарной форме.
Комбинация гидрометаллургии и флотации. Процесс, разра- ботанный фирмой «Компнко》 [93], представляет интерес, так как при этом сделана попытка комбинирования гидрометаллургических процессов с физическими процессами разделения для более эффективной сепарации и оптимального использования установки. Такая тенденция наблюдалась в докладах, представленных на XV международном конгрессе по обогащению в Каннах в 1985 г. [96]. В работе [97] показан подход, аналогичный работе [93], но с использованием только серной кислоты. Полученные на коллективном концентрате, содержащем медь, свинец, цинк, результаты неубедительны.
Работа [98] более интересна, так как рассмотрены два варианта прямого выщелачивания руды: 1) растворение галенита хлоридом железа, оставшиеся халькопирит, сфалерит и пирит отделяются флотацией; 2) растворение сфалерита сульфатом железа, свинец остается в виде сульфата и ярозита, вероятно, трудных для извлечения н селективных по отношению к халькопириту. В этой работе утверждается, что выщелачивание руды может быть проведено в больших масштабах даже как кучное выщелачивание, что подтверждается работами [99, 100]. Аналогичные процессы используют в промышленном масштабе для извлечения свинца и серебра из остатков цинковых концентратов, переработанных процессом RLE. В настоящее время различные установки работают на таких предпомялиях, как «Ийима» фирмы «Дова» [58], «Акита» фирмы «Мицубиси» (для рафинирования цннка), 《Оутокумпу》 [63], 《Хобо- кен» [57], 《Вейле Монтагне》，《Крам» и т. Д. На этих установках применяется флотация минералов цинка и серебра, как прямая, так и после сульфидизации.
Рис. 12. Доля производства (% общего) серной кислоты из пиритов в различных странах [ 101]:
/ — Испания； 2 —Кита 自； 3 — Югославия; 4 —
СССР, 5 — Италия； 6 — Румыния; 7 — ФРГ; 8 —Япония
Переработка загрязненного пирита ——проблема элементарной серы и серной кислоты. Некондиционные пиритные руды и концентраты являются источником производства серной кислоты в различных странах в течение ряда лет. На рис. 12 [101] показана тенденция использования пирита в странах, имеющих такую промышленность. Подсчитано, что около 18 млн. т пирита используется ежегодно для производства 28 млн. т серной кислоты. Если перерабатываются загрязненные пириты, то интересно изучить возможность извлечения различных металлов, содержащихся в них. В этом случае комплексные сульфидные руды представляют собой просто загрязненный пирит.
Испания и Португалия ——основные страны, которые развивают сложную промышленную отрасль утилизации пиритов и показывают пример их применения, а также стратегию их технологического и промышленного развития. В работах [66, 102] подчеркиваются возможности Португалии для переработки загрязненных пиритов и кoмпv^eкcныx сульфидных руд； в работе [103] описана нх переработка «Куимигал-Барейро». На рис. 13 показана принципиальная схема переработки пиритов. Примеры переработки пиритов испанских месторождений описаны в работах [104, 105]. Сходные процессы существуют, на- пример, в Японии [58, 101].
Процессы, связанные с извлечением других элементов, кроме серы, при производстве серной кислоты из пирита, многочисленны. Главный элемент в пиритной окалине ——железо должно быть очищено до предельного состояния для того, чтобы сделать оксид железа конкурентоспособным по отношению к высококачественным рудам и концентратам. Процесс «Кова- Сейко» [ 101], включающий обжиг с хлоридом кальция, используется в течение многих лет, но его экономические преимущества не ясны. В этом процессе могут быть получены окатыши из оксида железа высокого качества, с высоким извлечением цветных металлов. Комбинируя его с процессом Лнннекс, как зто сделано в Португалии [106J, можно производить цинковые катоды высокой чистоты. Другие металлы не производятся в чистой форме и должны быть повторно обработаны.
仇， "66/仇， "66/Рис. 13. Упрощенная диаграмма интегрированных процессов переработки пиритов в Португалии [103]:/ — производство кислоты; 2 — DKH； 3 — процесс «Кова Сейко»； 4 — производство сульфата меди； 5 — цветная металлургия; 6 ~ производство сульфата натрия; 7 — процесс ЛинцексРис. 13. Упрощенная диаграмма интегрированных процессов переработки пиритов в Португалии [103]:/ — производство кислоты; 2 — DKH； 3 — процесс «Кова Сейко»； 4 — производство сульфата меди； 5 — цветная металлургия; 6 ~ производство сульфата натрия; 7 — процесс ЛинцексВозможности продажи серной кислоты в условиях, когда нет ассоциированного рынка, например фосфорной кислоты рассмотрены в работах [2, 107J. В работе [107] значительные изменения цен на серную кислоту _ _г Америке, например от 50 дол./т на побережье до 22 дол./т Ныо-Мексико (цены середины 1983 г.), что делает ход производителя непостоянным.Возможности продажи серной кислоты в условиях, когда нет ассоциированного рынка, например фосфорной кислоты рассмотрены в работах [2, 107J. В работе [107] значительные изменения цен на серную кислоту _ _г Америке, например от 50 дол./т на побережье до 22 дол./т Ныо-Мексико (цены середины 1983 г.), что делает ход производителя непостоянным.указано науказано наввСевернойСевернойввчистый ДО-чистый ДО-для производства..、42...14...23...39...30•.23для производства..、42...14...23...39...30•.23
仇， "66/
仇， "66/
Рис. 13. Упрощенная диаграмма интегрированных процессов переработки пиритов в Португалии [103]:
/ — производство кислоты; 2 — DKH； 3 — процесс «Кова Сейко»； 4 — производство сульфата меди； 5 — цветная металлургия; 6 ~ производство сульфата натрия; 7 — процесс Линцекс
Рис. 13. Упрощенная диаграмма интегрированных процессов переработки пиритов в Португалии [103]:
/ — производство кислоты; 2 — DKH； 3 — процесс «Кова Сейко»； 4 — производство сульфата меди； 5 — цветная металлургия; 6 ~ производство сульфата натрия; 7 — процесс Линцекс
Возможности продажи серной кислоты в условиях, когда нет ассоциированного рынка, например фосфорной кислоты рассмотрены в работах [2, 107J. В работе [107] значительные изменения цен на серную кислоту _ _г Америке, например от 50 дол./т на побережье до 22 дол./т Ныо-Мексико (цены середины 1983 г.), что делает ход производителя непостоянным.
Возможности продажи серной кислоты в условиях, когда нет ассоциированного рынка, например фосфорной кислоты рассмотрены в работах [2, 107J. В работе [107] значительные изменения цен на серную кислоту _ _г Америке, например от 50 дол./т на побережье до 22 дол./т Ныо-Мексико (цены середины 1983 г.), что делает ход производителя непостоянным.
указано на
указано на
в
в
Северной
Северной
в
в
чистый ДО-
чистый ДО-
для производства
..、42
...14
...23
...39
...30
•.23
для производства
..、42
...14
...23
...39
...30
•.23
Чистый доход производителя от использования отходов 1 т серной кислоты в различных странах [107], дол.: США (побережье) Аризона Чили
Тайвань .
Португалия
Канада (Британская Колумбия)
При использовании новых металлургических процессов, в которых серная кислота получается как побочный продукт при переработке комплексных концентратов (RPC и LNETI), доходы от ее продажи значительно улучшают экономические показатели [44, 46].
Очевидно, что производитель оплачивает
очень небольшую серной кислоте.очень небольшую серной кислоте.полю элементарной серы, содержащейся в
очень небольшую серной кислоте.
очень небольшую серной кислоте.
Жидкое Bocctdhd- 口ирит топливо в и тель Пар
Рис. 14. Схема плавки пирита в кипящем слое с производством элементарной серы фирмы «Оутокумпу» [63]:
/ ~ сушка； 2 — плавка в кипящем слое； 3 ~ восстановление； 4 — охлаждение газа; 5 — обеспыливание 6 ~ повторный нагрев； 7 — катализ I; 8 — конденсация серы; 9 — катализ II; 10 ~ обжиг； И ~ пазовое охлаждение; /2—обеспыливание
Много лет предпринимаются попытки получить элементарную серу из пиритов, как это сделано фирмой «Оутокумпу》в Коккола [63]. Предприятие, закрытое в середине 70-х гг. по экономическим причинам, представляет собой пример переработки относительно чистых пиритов. Процесс представлен на рис. 14. Фирма работает над усовершенствованием этого процесса, чтобы приспособить его для загрязненных пиритов, содержащих тяжелые цветные и драгоценные металлы [63], опробуя различные пилотные установки. Предполагается применение этого процесса в большом масштабе в Португалии [66, 101J, но он малорентабелен, даже в случае высоких цен на серу. Процесс не дает другого промышленного продукта, кроме серной кислоты, и не видно решения проблем очистки различных промежуточных продуктов. Чтобы сбалансировать стоимость восстановителя и цену на серу для экономичности процесса, необходимо снизить энергетические затраты.
Были сделаны различные попытки получения элементарной серы из сульфидов железа с помощью других процессов, таких, как хлорирование [108], расширенное изучение которого на пилотных установках было проведено в 40-х гг. В настоящее время повторный интерес к зтому процессу проявляют французские фирмы, такие, как 《Снеа》и 《6РГМ》 [109J, для переработки комплексных сульфидных руд со значительным содержанием тяжелых цветных и драгоценных металлов.
Как и в случае переработки комплексных и некондиционных концентратов, совершенствуются промежуточные варианты, например, неинтегрированные процессы переработки пиритных огарков [110], в которых используется окисление хлором в рапах, содержащих MgCl2, для извлечения некоторых тяжелых цветных и драгоценных металлов.
Заключение. Выбор процессов переработки комплексных сульфидных руд отражает исключительное разнообразие случаев, которые могут встретиться с этими материалами. Решения, принятые в некоторых случаях, зависят в конечном счете от экономических, а также минеральных свойств руды. При существующих обстоятельствах, когда цены на тяжелые цветные металлы исключительно снижены, сомнительно, чтобы какие-то новые проекты были реализованы для трудных руд, требующих новых металлургических процессов. Тенденцией в течение нескольких лет может быть развитие комбинированных процессов, включающих методы физического разделения с гидрометаллургией для достижения максимальной эффективности извлечения в концентраты, что хорошо оплачивается существующими предприятиями.
Список литературы,
Barbery, G. Le traitement des minerais sulfures complexes. Annales des Mines (6), 1979.
Barbery, G., Fletcher, A. W., and Sirois, L L, Exploitation of complex sulphide deposits： a review of processing options from ore to metals, in (4), 135—50. 1980.
Cases, /. AL Finely disseminated complex sulphide ores, ir (4), 234—— 47, 1980, .
/ones, At.丄(ed). Complex Sulphide Ores IMM (London), 1980.
Zunkel, A. D, Borman, R. S., and Vesely, R.丄(eds). Complex Sulphides, Processing of Ores, Concentrates and By-products. AIME, New York, 1985.
Joe, E. G. (ed). Proceedings of Canada/EEC Seminar on the Treatment o； Complex Minerals, Ottawa, October 1982. CANMET MRP/MSL report 22—101, 1983.
^orssberg, K. S. £ Flotation of Sulphide Minerals. Elsevier, Amsterdam, 1985.
Imre, U., and Castle, J.尸.Exploitation strategies for complex Cu-Pb- Zn ore-bodies, in Mineral Processing and Extractive Metallurgy Symposium Kunming (China), Jones, M. J_, (ed), IMM, London, 473—89, 1984.
Jeulin, D. Analyse morphologique quantitative de materiaux multiphases. Mem. Sci. Rev. Metallurgie (4), 251—66, 1983.
Lynch, A.丄 The automatic control of mineral preparation and concentration circuits, in Control '84, Herbst, J. A. et al (eds), AIME, New York, 3—12, 1984.
Barbery, G. Mineral liberation using stereological methods: a review of concepts and problems, in Applied Mineralogy, Par, W. C. et al (eds), AIME, New York, 1985.
\2.Chryssoulist S. L, Surges, L G., and Salter, R. S. Silver mineralogy at Brunswick Mining and Smelting and its implication for enhanced recovery, in (5), 815—30.
Norrgran, D. A., and Armstrong, R. 0. Developing a selective flotation concentration technique for polymetallic ores, in (5), 37—54.
Cazorla, /. 4, and Morales,丄 R, La explotacion minera de Aznalcol- lar, una realidad industrial ligada al desarollo de la flotation diferencial de los minerales piriticos coniplejos. Jornadas Miner。Metallurgicas de Huelva, 1980.
Konigsman, К, V. Flotation techniques for complex ores, in (5), 5—19.
Fahlstrom, P H. et al. Autogenous grinding of base metals at Boli~ den Aktiebolag. СШ Bull., (3), 128-41, 1974,
Hodoutn, D., Ever ell, M. D., Laguition, D„ and Sirois L. Computer simulation approach to improve comminution strategies for fine grained complex sulphide ores from New Brunswick, Canada, in (4), 40—8.
Gelpe, T.t Flament, F, and Hodouin, D. Computer design of grinding circuit flowsheets ——applications to cement and ore processing. Min, Engng., (3), 241-8, 1985,
Forssberg, £., and Hongxin Zhai. Liberation modelling of base metal ores in autogenous grinding. Scand. J. Metallurgy, 14, 9—17, 1985.
Casatis,丄 A., and Pithois^ P. И. Comparison energetique du broyage conventionnel au broyage autogene et seini-autogene. Rev. Ind. Alinerale —— Les Techniques, 1982.
Broman, P. G., Hultgvist, L, and Marklund, U. Experience from the use of SO2 to increase the selectivity in complex sulphide ore flotation, in (7), 277—91.
Barbery, G. Recent progress in the flotation and hydrometallurgy of sulphide ores, in (7), 1 —38.
Guy, P. G., and Trahar, W. /. The effects of oxidation and mineral interaction on sulphide flotation, in (7), 91 — 110.
Pritzker, AL D.t and Yoon, R. H. Thermodynamic calculation on sulphide flotation systems 1. galena ethylxanthate systems in the absence of metastable species. Int. J. Min. Proc., 12, 95—126, 1984.
Cecile,丄厶.Application of XPS in the study of sulphide mineral flotation: a review, in (7), 61—81.
Абрамов А. А. Теоретические основы оптимизации селективной флотации сульфидных руд. М., Недра, 1978.
Abramov, А. 4, Shtoih* G. G., Flishin, Yul.t Avdokhin, V. M” and Aseyeva, К. Al. Improvement of technology for beneficiation of polymetallic ores having variable composition. Proc. XVth. Int. Miner, Proc. Cong., Cannes, GEDIM, France, 3, 314—27, 1985.
Nakamura, A. Investigacion de procesos de separacion de minerales polimetalicos que contiencn cobre (plomo) zinc у pirita. Seminario Interna-
cional Procesos Especial Metalurgia Extractive Cobre, Trujillo Peru, 3 1 — 57, 1979.
Jackson, ^. Flotation of complex copper-lead-zinc ores in Western pacific countries, in Asia Mining '81, I MM, London, 209—12, 1981.
Bulatovic, S. AL, and Wyslouzil, D AL Process development for complex copper-lead-zinc ores laboratory and pilot plant studies. Proc. XIVth Int. Miner. Proc. Cong., Toronto, CIM, Montreal, paper IV—3, 1982.
Bulatovic, S. Af, and Wyslouzil, D Л4. Selection of reagent scheme to treat massive sulphide ores, in (5), 101—37.
Hsi-keng, H. U. Some milling practices and technological innovations on beneficiation of complex sulphide ores in China, in (5), 489—506,
Kocabag, D, and Smith, M. R. The effect of grinding media and galvanic interactions upon the flotation of polymetallic ores, in (5), 55—82.
Williams, S. R., and Phelan, /. Л4. Process of development at Woodlawn Mines, in (5), 293—304.
Johnson, N. W., Jowett, /1., and Heyes, G.胱 Oxidation-reduction ef~ fects in galena flotation： observations on Pb-Zn-Fe sulphides, Trans. IMM., 91, C32—C37, 1982.'
Barbery, G., and Cecile, /. L. Instrumentation for reagent control in flotation： present status and recent developments, in Arbiter Symposium, So- masundaran, P. (ed), AIME, New York, 1986.
Parsonage, P. Effects of slime and colloidal particles on the flotation of galena, in (7), 111—40.
Ese, H. Reverse flotation process used on pyrite complex ores, in (7), 317—34.'
Ser, E, and Martines Nieio, /. Sphalerite separation from Cerro Colorado copper-zinc bulk concentrate. Proc. XVth Int. Miner. Proc, Cong., Cannes, CEDIM, France, 3, 247—56, 1985.
Broman, P. G. Water reuse at sulphide ore concentrators in Sweden： practice, experience, and current developments.
°e Cuyper, Л, and Oudenne, P. D. Experience in the treatment of sulphide ores containing precious metals, in (7), 239—56.
Lewis, P. G., and Street, C G. Au analysis of base metals smelter terms. Proc. 11th Comm. Min. Met, Cong. Hong Kong, Jones, M. J, (ed), IMM, London, 1978.
Mocizot, G., Morio, AL, and Cecchim. T. Pilot scale flotation of complex sulphide ores, in (7), 293—315.
Boorman, R. S., Wilkomirsky, /. 4 £„ and Slater, R. S. RPC sulpha- tation roast process, in (6), JI—J40.
Bergmann, 4, and Haidlen, U. Economical aspects of bulk and selective flotation, in (7), 357—64.
Craigen, W.丄 S. Economic incentives for the production and processing of bulk base metal sulphide concentrates, in (6), N1—N20.
Gray, P. Л1.丄 Metallurgy of complex sulphide ores. Mining Mag. (10), 315—321, 1984.
Gray, P. AL 丄 Metallurgical characterization of the zinc-lead-coppersilver-gold-pyrite ores, in (5), 759—772.
Bartlett, R. W. Economic trade — offs in increasing revenue from a massive complex sulphide deposit-Caribou, in (5), 783——799.
Hendriks, D W., and Ounpuu, M. Modifications to the zinc flotation circuit of Brunswick Mining and Smelting Corporation Limited, in (5), 271—292.
Chalkley, AL £., Doyle, В. M, Masters, /. Al., and Weir, D. R. A Sher- ritt pressure leaching process: non ferrous metals production from complex sulphide concentrates, in (6), LI—L25.
Steremowicz, A. /., and Leigh, G. W. Flotation techniques for producing high-recovery bulk Zn-Pb-Cu-Ag concentrate from a New Brunswick massive sulphide ore. CANMET Report 79一8, 1978.
Cavarb^a, M. Л1., Rojas, A. 0., and Bonilla, A. S. Bulk flotation as an alternative to the beneficiation of very finciy disseminated complex sulphide ores in a massive pyrite matrix. Proc. XIVth Int, Miner. Proc. Cong., Toronto, CIM, Montreal, paper IX—19, 1982.
Predali,丄丄，and Beuvelet,丄 P. Problemes poses par le passage du laboratoire au pilot lors de la flottation des minerais complexes. Proc. XVth Int. Miner. Proc. Cong, Cannes, GEDIM, France 3, 281一92, 1985.
Barbery, G., Bourassa, AL, and Maachar, A. Laboratory testing for flotation circuit design, in Design and installation of separation and dewatering circuits, Mular, A. (ed), AIME, New York, 1986.
Bjorn berg, 4 4, Lindkvist, G., and Hol str от, 4 Extraction process for metal recovery from complex ores and by-products at Boliden Metall. presented at Complex Sulphides Congress, San Diego, December 1985.
Maes, R., Lauwers, E, and Groothaert, L. Processing of complex concentrates and by-products at Metallurgie Hoboken-Overpelt in (5), 255—65.
Nishida, T” Konada, T., and Hashimoto, S. Treatment of complex black ore. in (5), 239—54.
Emery, A. C, Harris, С. E, and Robson, Л. W. The role of the zinclead blast furnace in processing complex sulphides, in (5), 635—42,
Maczek, H. The economics of processing complex sulphide concentrates in the ISF. in (5), 773—782.
Reimers,丄 H., and Taylor,丄 C, The future of lead smelting, in Advances in Sulphide Smelting, Sohn et al (eds), AIME, New York, 2, 429—52, 1983.
Reimers, /. H. Processing of complex sulphides: an overview of current and proposed processes, in (5), 747—758.
Asteljoki,丄 4 Fugleberg, S. D, and Tuominen, T.丄 The Outokumpu flash smelting process for complex sulphides, in (5), 595—607.
Salter, R. S., Synnott, /., Gilders, R, Doucet, G,, and Boorman, R. S. Design, construction and commissioning of the demonstration plant for the RPC sulphatation roast process, in (5), 609—22.
Nogueira, £. D, Regife,丄 M, and Redondo, Л. L Advances in the development of the Comprex process for treating complex sulphides of the Spanish pyrite belt, in (5), 565—79.
Figueiredo,丄 Silva, A., and Silva, /. M. L Application of hydrometallurgy to bulk concentrates, in (5), 581—592.
Beattie, Л1 丄兀 Craigen, W. /. S・,and Sarkar, K・ M・ The Great Cen-
tral Mines hydrometallurgical copper process, paper presented at 14th Ann, CIM Hydromet. Meeting, Timmins, Ont., Oct. 1984.
James, S. £, and Bounds, C. 0. High purity lead from the ferric chlo ride leaching complex of complete sulphides, in (5), 441—455.
Demarthe,丄 M., and Georgeaux, A. Hydrometallurgical treatment of lead concentrates, in Lead-Zinc-Tin '80, AIME, New York, 48—65, 1980.
Edminstron, К. J. An update on chloride hydrometallurgical processes for sulphide concentrates, presented at AIME Annual ^Meeting, Los Angeles, 1984. '
Flett, D. S, Melling,丄，and Derry, R. Chloride hydrometallurgy for the treatment of complex sulphide ores. Warren Spring Report WSL-LR461 (ME).
Schweitzer, F. W., and Livingstone, R. W. Duval's CLEAR hydrometallurgical process, in Chloride Electrometallurgy, Parker, P. (ed), AIME, New York, 221—7, 1982.
Wilson, A. T. An economical method for the recovery of gold from the sulphur containing residues of a hydrometallurgical process, in (5), 143—48.
Wilson, A. T., Price, D. C, Morris, T. M., and Mitchell, W. J. The production of electrolytic grade copper from a chloride leach solution, in ⑸， 473-84.
Wilson, A. T. Sulphur from the hydrometallurgical processing of sulphide materials. Sulphur: New Sources and Uses, ACS Symp. 183, 101—7( 1982.
Weber, H., Pretzsch,底.，Barbery, G., and Fletcher, 4 W. Metallurgical treatment of Red Sea concentrates, paper presented at INTEROCEAN '81, Dusseldorf, FRG, June 1981.
Fletcher, A. W. Modification of the CLEAR process to treat complex materials, in (5), 485.
Demarthe, J. M., and Georgeaux, A. A new hydrometallurgical process for copper, in Extractive Metallurgy of Copper, AIME, New York, 2, 825—48, 1976.
Demarthe,丄 M. and Georgeaux, A. Hydrometallurgical treatment of complex sulphides, in Complex Metallurgy, IMM London, 113—20, 1978.
Everett, P. ( The Dextec copper process, in Extractive Metallurgy *81, IMM. London, 149—56, 1981.
Everett, P. K. The Dextec lead process, in Hydrometallurgy, Miller, J., and Asare, O. (eds), AIME, New York, 165—76, 1982.
Everett, P. K. Personal communication to M. G. Deschenes, Laval University, December 1983.
Campbell, M. C., and Ritcey, G. M. Application of chloride metallurgy to base metal sulphides and uranium ores at CANMET. in Extractive Metallurgy '81, IMM, London, 76—90, 1981.
Lucas, B, H„ and Shimano, D. Y. Two stage ferric chloride leaching of a pyritic Zn-Pb-Cu-Ag bulk concentrate, presented at Complex Sulphide Congress, San Diego, December 1985.
Andersen, f., Boe, G. H., Danielson, T” and Finne, P. M. Production
of base metals from complex sulphide concentrates by the ferric chloride route in a small, continuous pilot plant, in (4), 186—12.
Boe, G. H., Krogh, 5., and Ydstie, B. Note on the treatment of complex sulphide ores. AIME Preprint A82—8, 1982.
Boe, G* //., et。厶 Extraction of cupric chloride from iron chloride leach liquors. Int. Solvent Extraction Conf., Denver 1983.
Anderson, W. et al. Pilot plant operation of the caustic leachelectrowin zinc process. AIME Preprint AB 1—52, 1981.
Noual, Л, Bienvenue, G, and Rizet, L Recovery of metals from complex sulphide concentrates in Fluosilicic medium by Extramet process, in (5), 925—36.
Ver ne у, L. R. The economics of sulphide processes, in Advances in Sulphide Smelting, Sohn et al (eds), AIME New York, 2, 1079—108, 1983.
Ueda, R, Kobayashi, K； and Yagaguchi, К Hydrometallurgical pret- reatnient of lead concentrates for electric shelting and electrolytic refining. AIME Preprint 82—374, 1982.
Broken Hill Associated Smelters: Hydrometallurgical recovery of copper from concentrates and other sulphide materials. Company brochure, September 1983.
McKay, D. R, and Parker, E G. Hydrometallurgical upgrading of copper concentrate, in (5), 377—394.
Roys/。几，D., Wong, F. S., and Yigif, E. Selective chloride leach process for McArthur River semi-bulk concentrates, in (5), 397—417.
Cauwe, Ph., Mtrwt, Ph., and Sheridan, R. Selective roasting of complex sulphide material. Advances in Sulphide Smelting, Sohn et al (eds), AIME, New York, 2, 427—50, 1983.
Barbery, G. Report on paper presented on complex sulphide ores processing. Proc. XVth Int. Miner. Proc. Congr. Cannes, GEDIM, France, 4, 1986.
Wakamatsu, T., Nakahira, У., and Atmowidjojo, D. A study on treatment of complex sulphide ore from Rumanga Mine, Sulawesi, Indonesia, by sulphatation-flotation method. Proc. XVth Int. Miner. Proc. Congr., Cannes, GEDIM, France, 3, 293—302.
Morin, D., Georgeaux, 4, Conil, P., Breuvier, //., and Rloise, R. Optimisation de la valorisation des minerals complexes par lixiviation selective. Proc. XVth Int. Miner. Proc. Cong. Cannes, GEDIM, France, 3, 234—46, 1985.
Dutrizac, J. E., and McDonald, R 丄 C. Percolation leaching of pyrite Zn-Pb-Cu ores with ferric chloride solution. Met. Soc. of CIM Annual Volume, 1—8, 1977.
Dutrizac,丄 E Ferric sulphate percolation leaching of a pyrite Zn- Pb-Cu ore. CIM Bull. (10), 109—18, 1979.
Yoshinaga, M., Ishizuka, T., Ashiya, R, and Yasuoka, E «TEC — KOWA pelletizing chlorination process» its establishment and development, in (5), 221—54.
Leal da Silva, J. M., and Lourenco Montes, F. Pyrites based industry in Portugal: development of an integrated project, in (6), Hl—H46.
Motta Guedes, R. M., and Severino Rodrigues, A. Integrated treatment of pyrite cinders at Quimigal-Barreiro. in (5), 457—470.
•104. Fontanillo, P., Motta, E, and Espeso, G. Sulphide ores in Spain, in
(6), Cl—C16.
Strauss, G. K., and Gray, K・ G. Complex pyritic ores of the Iberian peninsula and their beneficiation, with special reference to Tharsis Company mines, Spain, in (4), 79—87.
Nogueira, E. D., Rejife, Z. M, and Vegas, M. P. Design features and operating experience of the Quimigal ZINCEX plant. Chloride Electrometallurgy, Parker, E. D. (ed), AIME, New York, 1983.
Rooney, P., and Stohn, W. Selection of a location for a copper smelter. Advances in Sulphide Smelting, Sohn et al (ed), AIME, New York, 2, 1109—26, 1983.
Parsons, H. W. Low temperature dry chlorination of sulphide ores —— a review. CIM Bull. 71, 196—204, 1978.
Barbery, G. Complex sulphide ores processing： recent developments in France, in (6), 11 — 127.
Nunez, С.» Vinals, /., Strauss, G K., and Gray, ^. G. A non integral process for the recovery of gold, silver, copper and zinc values contained in Spanish pyrite cinders. Proc. XVth Int. Miner. Proc. Congr.. Cannes, GEDIM, France, 3, 328—337.
МАГНИТНАЯ СЕПАРАЦИЯ
Г. E. Кохен, заслуженный профессор в отставке Лондонскогоуниверситета, консультант фирмы «Дж. Е. К. меканикелхендлинг лимитед», Великобритания
Магнитные свойства минералов. Сложность физических характеристик минералов объясняет детальную проработку многих аспектов, требуемых для их разнообразных магнитных характеристик. Сложные порядки спинов электронов и орбитального движения в кристаллических решетках, структуры областей, вариации решетки вследствие непостоянного химического состава и (или) включений ——вот некоторые факторы, которые вызывают значительное несовершенство магнетизма минералов. Только четыре элемента (железо, кобальт, гадолиний и никель) являются ферромагнитными, а семь редкоземельных элементов и кислород — сильно парамагнитными. Небольшое изменение в присутствии любых из этих 12 элементов может иметь значительное влияние на магнитные характеристики минерала. Детальное обсуждение этих свойств находится за пределами этой главы. Для полного понимания магнетизма можно рекомендовать любые современные учебники по физике, предпочтительно опубликованные после середины XX века во избежание употребления неправильной терминоьчогии и физических единиц.
Для практического удобства и с небольшой погрешностью можно принять, что почти все минералы являются как пара- 182
Рис. 1. Зависимость йамагни^енчо-сти М от интенсивности поля Я длявольфрамита (/) и кварца (2)
магнитными (обычно слабыми), так и диамагнитными. Существует мнение, что их магнитная восприимчивость постоянна и показывает прямолинейную зависимость от силы внешних магнитных полей. Следовательно, возможна магнитная сепарация любого парамагнитного минерала от любого менее восприимчивого минерала, если обеспечить достаточно большую магнитную силу, чтобы уравновесить противоположно направленные гравитационную, инерционную силы и силы сопротивления жидкости. Разделение парамагнитных минералов от диамагнитных сопровождается выталкиванием последних из магнитного поля. Эта сила может быть измерена, но она так ничтожна, что ее можно пренебречь для большинства случаев практического применения.
Парамагнитные минералы имеют более высокую магнитную проницаемость, чем среда, их окружающая (воздух или вода), и, следовательно, концентрируются вдоль силовых линий внешнего магнитного поля. Более высокие проницаемость и плотность поля в частице обеспечивают притяжение ее в направлении градиента внешнего поля с увеличением его интенсивности. Диамагнитные минералы имеют более низкую магнитную проницаемость, чем окружающая среда, и, следовательно, выталкиваются по силовым линиям внутреннего магнитного поля. Это является причиной их движения в направлении градиента внешнего магнитного поля в сторону уменьшения интенсивности поля. Этот отрицательный диамагнитный эффект обычно на порядок меньше, чем положительное парамагнитное притяжение.
На рис. 1 показана зависимость наведенного магнетизма М (прямо пропорционального магнитной проницаемости) для вольфрамита (парамагнитный минерал) и кварца (диамагнитный минерал) от силы внешнего магнитного поля Н. Оба гра-
фика показывают прямо пропорциональную зависимость М от Й. В каждом случае наклон представляет собой магнитную восприимчивость К минерала <К = М]Н, где К — положительная величина для парамагнитных и отрицательная величина для диамагнитных минералов).
Сила притяжения или отталкивания, проявляющаяся в конвергентном магнитном поле, является произведением интенсивности поля Н (в теслах) и градиента поля dH/dx (в теслах на см). В общем случае сила увеличивается как квадрат интенсивности поля или как квадрат градиента поля.
Развитие магнитов. До середины XX века постоянные магниты для промышленного использования отличались максимальной интенсивностью магнитного поля порядка 0,05—— 0,50 Тл с градиентом поля порядка 0,01 Тл/см. При переработке минералов их применяли главным образом для выде* ления сильно перамагнитного магнетита или подготовки ферросилиция для тяжелосредных систем. Конструкции барабанных сепараторов с постоянными магнитами включают несколько моделей для сухой и мокрой сепарации. Они эффективно работают при выделении крупнозернистого магнетита из руд шт. Миннесота (США), из которых около 40% питания удаляется в виде немагнитной фракции крупностью +50 мм. В результате, уменьшение расходов на тонкое измельчение было главным фактором, способствующим успешной промышленной разработке этих низкокачественных железных руд (со средним содержанием железа в питании 20—25%).
Современные достижения в производстве керамических постоянных магнитов, включая сплавы кобальта, марганца и редкоземельных элементов, способствовали увеличению максимальной интенсивности поля до 1 Тл и более. Вместе с улуч- шенной конструкцией полюсов магнитов это расширило интервал возможного применения постоянных магнитов, особенно для низкокачественных руд, где необходимыми являются низкие капитальные и эксплуатационные расходы.
Традиционные электромагниты достигли высокого и разнообразного развития в период 1880——1910 гг., после того как в 1820—1825 гг. Ампер изучил магнитные характеристики соленоидов. Практически все современные конструкции электромагнитных сепараторов, включая сепараторы индукционно-роликовые и карусельного типа, имели своих предвестников в этот период. Известные конструкции (такие, как сепараторы Ульрих или Форсгрен) обеспечивают максимальную интенсивность магнитного поля до 2,5 Тл при градиенте поля до 0,1 Тл/см. Эти высокоинтенсивные сепараторы были в принципе пригодны для разделения широкого ряда относительно слабомагнитных минералов с восприимчивостью порядка 1—5% от восприимчивости магнетита.
Все конструкции высокоинтенсивных магнитных сепараторов имеют несколько практических недостатков. Они используют железные сердечники и массивные железные рамы для получения необходимой концентрации магнитного потока и напряженности поля. Железо магнитно насыщается при 2——2,5 Тл. Нелинейное соотношение между наведенной напряженностью поля и интенсивностью в ферромагнитных материалах создает очень большие токи в возбужденных катушках, доходящих в некоторых типах до сотен ампер. Тщательно продуманное и дорогое охлаждение катушек являлось существенным и добавлялось к эксплуатационным затратам. Тяжелые механические приводные механизмы и массивные поддерживающие рамы представляют дальнейшие осложнения.
Главное препятствие, однако, во всех конструкциях ——очень маленький рабочий зазор, через который проходит питание. Маленькие зазоры необходимы для создания максимальной магнитной силы, но ограничивают как скорость подачи материала, так и максимальный размер частиц для переработки. Высокие капитальные, эксплуатационные затраты, расхо” энергии и низкая производительность не способствовали широкому распространению высокоинтенсивной магнитной сепарации при переработке минералов. Хотя некоторые достижения в материалах и конструкциях были сделаны в середине XX века, первый крупный шаг в развитии магнитной сепарации был сделан в 60-х годах. Он включал два важных достижения: использование матриц для создания вторичных магнитных полюсов;
использование железной рамы, заключающей в себе как возбужденный соленоид, так и рабочее пространство сепаратора.
Прежде сепаратор существенно зависел от простого конвергентного магнитного поля, которое должно охватить всю ширину зазора, рабочий объем между двумя противоположными полюсами. Это было улучшено путем использования пластин с желобами, как в индукционно-роликовом сепараторе или в сепараторе Джилл. С использованием как выступов, так и немагнитных вкладышей поле разделяется на некоторое число локализованных полей с линиями потока, сходящимися от противоположного плоского полюса к одному из выступов желобчатой пластины или ролика. Градиент поля должен охватывать всю ширину зазора сепаратора, через который проходит руда. Напряженность и градиент поля значительно выше на той стороне зазора, который ближе к магнитному полюсу, чем на противоположной стороне пластины. Обычно интенсивность поля 1 Тл с градиентом 0,1 Тл/см на выступе должна уменьшиться через 5 см зазора до 0,5 Тл с градиентом около 0,02——0,05 Тл/см. Если удельная магнитная сила (произведе-
Рис. 2. Разрез (а) и план (6) сепаратора Джонса：Рис. 2. Разрез (а) и план (6) сепаратора Джонса：/ — подача питания в камеру разделения： 2 — приводной вал; 3 — соленонд： 7 — жел^знглй сердечник； 5 — разгрузка немагнитной фракции; 6 ——роторы； 7, // ——смыв магнитной фракции； 8, 9 — подача питания； 10 — немагнитная фракция/ — подача питания в камеру разделения： 2 — приводной вал; 3 — соленонд： 7 — жел^знглй сердечник； 5 — разгрузка немагнитной фракции; 6 ——роторы； 7, // ——смыв магнитной фракции； 8, 9 — подача питания； 10 — немагнитная фракция
Рис. 2. Разрез (а) и план (6) сепаратора Джонса：
Рис. 2. Разрез (а) и план (6) сепаратора Джонса：
/ — подача питания в камеру разделения： 2 — приводной вал; 3 — соленонд： 7 — жел^знглй сердечник； 5 — разгрузка немагнитной фракции; 6 ——роторы； 7, // ——смыв магнитной фракции； 8, 9 — подача питания； 10 — немагнитная фракция
/ — подача питания в камеру разделения： 2 — приводной вал; 3 — соленонд： 7 — жел^знглй сердечник； 5 — разгрузка немагнитной фракции; 6 ——роторы； 7, // ——смыв магнитной фракции； 8, 9 — подача питания； 10 — немагнитная фракция
ние интенсивности поля на градиент поля) была выбрана достаточно большой для того, чтобы собирать магнитные частицы с дальней стороны зазора, то создается риск захвата немагнитных частиц между сильно притягивающимися магнитными частицами на выпуклой стороне зазора. В противоположном случае, если магнитная сила была скорректирована на ближней стороне зазора около выступов, то магнитные частицы, движущиеся к дальней стороне зазора, не могут быть собраны в магнитный продукт.
Дальнейшим улучшением сепаратора Джонса было применение рифленых пластин, создающих сложные градиенты поля, увеличивающимися от центра зазора к выступам на обеих сторонах. Это привело к конструкции сепаратора карусельного типа, в котором вращающаяся кольцевая камера должна непрерывно двигаться последовательно через магнитные поля и через промежуточные немагнитные зоны. Руду подают в кольцевой зазор в двух точках. Немагнитная фракция смывается прямо через кольцо, а магнитная захватывается выступами рифленых пластин. Вращением кольца магнитная фракция выносится из магнитного поля в прилегающую промывную зону, где удаляется магнитный продукт. Необходим тщательный контроль скорости подачи питания магнитной фракции, продолжительности процесса сепарации, продолжительности и интенсивности смыва.
На рис. 2 показан принцип обогащения в сепараторе Джонса, разработанного фирмой《KHD》(Германия) [1, 2]. Полный магнитный цикл обеспечивает действие двух коаксиальных колец, каждое с двумя позициями магнитного поля. Аппарат имеет номинальную производительность около 30 т/ч для каждой точки подачи питания или общую номинальную производительность 120 т/ч. Действительная производитель- 186
a
Рис. 3. Магнит с матричной кассетой:
й — горизонтальный разрез посередине; б — вертикальный разрез посередине; / — проволочная матрица; 2 — матричная кассета； 3 — подвод энергии； 4 — соленоид; 5 — железная рама
ность зависит от различных характеристик руды, таких, как содержание магнитной фракции, размер частиц и объемная плотность. Сепаратор имеет общую массу около 110 т или около 1 т на 1 т номинальной производительности.
Наиболее часто применяют сепараторы Джонса при переработке бразильских гематитовых руд при действительной производительности 70—110 т/ч. Потребление энергии этими аппаратами высокое: около 70 кВт — катушками для создания пиковой интенсивности около 1,5 Тл, 130 кВт для движения массивной двойной карусели и насосов для подачи питания и 100—20'0 кВт для охлаждения магнитных катушек. Таким образом, при производительности 100 т/ч потребление энергии составляет 300——400 кВт или 3—4 кВт/т перерабатываемой руды.
Усовершенствование конструкции связано со следующими достижениями. Вместо одного большого конвергентного поля в зазоре магнитного цикла Ф. Биттер [3J, П. Марстон [4] и другие использовали однородное поле сердечника соленоида (рис. 3). Сердечник или рабочий объем заполнялся матрицей вторичных полюсов, таких, как шарики подшипников или проволочная вата. Последняя занимала менее 10% общего объема рабочего пространства. Каждый вторичный полюс благодаря его высокой магнитной проницаемости должен создавать максимальную интенсивность поля около 2 Тл. Более важно, что в непосредственном окружении каждого полюса должны создаваться высокие градиенты поля до 1 Тл/мм.
В результате такой комбинации интенсивности поля и градиентов создаются высокие магнитные силы. Таким обра-
зом, вместо того, чтобы иметь один более низкий градиент через болыпн员 рабочий зазор в новой конструкции создается множество высоких градиентов через многочисленные маленькие зазоры с высокими магнитными силами вокруг каждого из вторичных полей. Соленоид покрыт снаружи железной рамой для создания непрерывного компактного замкнутого контура для магнитного потока. Это уменьшает потребление энергии для движения катушки в 2 раза.
Такой магнит был создан Ф. Виттером в 1961 г. Соленоидный сепаратор этой конструкции с внутренним рабочим диаметром 200 см был создан фирмой «Хубер корпорейшн» для получения максимальной интенсивности поля 2 Тл с вводом энергии около 50 кВт. В процессе питание должно протекать через матрицу, магнитные частицы захватываются и задерживаются вокруг вторичных полюсов, а немагнитные проходят, не задерживаясь. После того как все места захвата наполнятся магнитным продуктом, матрицу необходимо вывести из магнитного поля так, чтобы магнитный продукт мог быть извлечен промывкой. Выведение из магнитного поля осуществляется отключением тока от соленоида и (или) физическим выведением матрицы из рабочего поля. Это физическое удаление может быть достигнуто путем возвратно-поступательного движения кассеты с матрицей таким же образом, как это осуществляется в определенных типах фильтр-прессов. В противоположность этому может использоваться соленоид специальной формы с большой кольцевой матрицей карусельного типа так, что матрица движется в цикле из противоположно заряженных полюсов внутри четырех магнитных полей к соседнему положению промывки и затем к следующему полю. Необходим тщательный контроль во избежание перегрузки и забивания матрицы в случае избыточного количества магнитного продукта.
Матричные сепараторы всех типов склонны к забиванию как крупными частицами, древесными волокнами, проволокой и т. д., так и потоками избыточного магнитного материала Высокий градиент поля вокруг каждого вторичного полюса создает небольшую область влияния магнитной силы обычно не более 1 мм. Следовательно, необходимо использовать малые зазоры (около 2 мм) между вторичными полюсами. Такие матричные сепараторы более пригодны для обогащения очень тонких частиц. Идеальное применение ——удаление малых количеств парамагнитных загрязнений из каолина. Крупность частиц каолина обычно 80% класса —0,005 мм, следовательно, как размеры частиц, так и количество магнитной фракции не может создать проблем забивания. Тем не менее содержание немагнитного каолинового продукта в магнитных отходах влияет на извлечение каолина, которое составляет 80——85%.
Будущие достижения и применение магнитной сепарации в обогащении предполагаются в использовании больших магнитных сил. Две несхожие линии развития наблюдаются в настоящее время:
сепараторы матричного типа с очень высокими градиентами полей и маленькими рабочими зазорами имеют преимущество в интенсивности поля;
открытоградиентные сепараторы основаны на относительно ннзкнх градиентах для достижения больших рабочих объемов для соответствующей производительности.
Таким образом, необходимо использовать как можно более высокую максимальную интенсивность поля для того, чтобы создать высокие магнитные силы для разделения слабопарамагнитных продуктов. Линейные зазоры в матричных аппаратах составляют 1—3 мм. Пространство в открытоградиентных аппаратах порядка 50——100 мм. Градиенты поля в матричных сепараторах выше, чем в открытоградиентных, следовательно, последние должны использовать значительно более высокие интенсивности для создания магнитных сил. Если экономические соображения принять во внимание, то интенсивность поля свыше 2 Тл может быть создана в промышленном масштабе только с использованием сверхпроводящих магнитов.
Например, относительно маленький медный соленоид диаметром 40 см, длиной 40 см и отверстием 10 см требует 400 кВт для создания максимального поля в катушке ЗТл и полезного поля около 1,8 Тл на каждом конце этого отверстия. Сверхпроводящий магнит с внутренним диаметром 40 см создает полезное пиковое поле 3 Тл по периферии и потребляет 8 кВт. Таким образом, сверхпроводящие магниты имеют особенные преимущества для открытоградиентных конструкций, в которых нет проблем рабочего пространства, ограничений размера частиц и забивания, которые присущи матричным сепараторам.
Баланс сил при магнитной сепарации. В основном, любой процесс разделения минералов использует два типа сил, которые направленно отклоняют и действуют селективно при отделении одного продукта от другого. Предпосылка адекватного физического раскрытия обычно универсальна. Магнитная сепарация использует поле магнитных сил против сил, направленных противоположно, которые могут включать гравитационные, инерционные и силы сопротивления жидкости в различных сочетаниях. В зависимости от конструкции сепаратора магнитная сила может останавливать и захватывать магнитный продукт или только отклонять от предыдущего пути. Магнитная сила селективно действует на один продукт, в то время как противоположно направленные силы обычно неселективно действуют на оба продукта.
Например, поток частиц может пассивно двигаться на конвейерной ленте через магнитное поле. Поле оказывает влияние на силу тяги вверх, более или менее под прямым углом к направлению движения и противоположно направленной вниз силе тяжести. Магнитная сила должна превышать гравитационную для поднятия «магнитных» частиц из движущегося слоя. Магнитная сила относится к массе, следовательно, требование поднятия не зависит от размера частиц. Первоначальное движение слоя почти не влияет на этот баланс сил, единственное условие то, что частицы свободно поднимаются из слоя в пределах притяжения магнитного поля. Превышение магнитного ускорения над гравитационным контролирует возможную производительность, но магнитная сила должна быть ограничена для того, чтобы избежать захвата немагнитных частиц в поднимающийся продукт. Если немагнитная фракция образует желаемый ценный продукт, то предпочитают максимальную силу для поднятия магнитных частиц максимальному удалению магнитных загрязнений и связанных промпродук- тов. Окончательная транспортировка магнитной фракции из выделенного продукта ——вторичный процесс, который можно провести на поперечной ленте (как в сепараторе Везерил) или на вращающихся железных дисках (как в сепараторе Рэ- пид). Большие магнитные силы необходимы в конструкциях сепараторов для пульп, где оказывают влияние комбинированные силы тяжести и сопротивления жидкости. Матричные сепараторы являются типичным примером, где значительная сила вязкого сопротивления учитывается при расчете необходимой силы захвата.
Все конструкции сепараторов основаны на принципах подъема или захвата и имеют общий недостаток. Они нуждаются в переносе магнитных частиц выше градиента магнитного поля из области, где магнитная сила относительно слаба. Это ненз, бежно влечет за собой максимальные магнитные силы для создания соответствующих сил захвата. Максимальные силы в основном больше, чем требуемые для удержания частиц в позиции захвата. Ситуация улучшается, если другие силы могут помочь передвинуть магнитные частицы в область высокой магнитной силы.
Например, в сепараторе, описанном Коэном и Гудом [5], тороидальный поток жидкости переносит все частицы в область высокой напряженности магнитного поля, которая находится на одной стороне канала (рис. 4). В этом случае магнитная сила должна быть достаточно высокой для предотвращения увлечения магнитных частиц потоком, направленным тангенциально. Баланс между магнитной силой и силой сопротивления жидкости связан с размером частиц. С уменьшением размера частиц магнитная сила, зависящая от массы,
Рис. 4. Схема магнитного сепаратора с орбитальным каналом (тороидальны；4 поток жидкости обеспечивает подходЯ1Цин механизм перемещения):
/ — орбитальный канал; 2 — направление потока; 3 — направление магнитной силы; 4то- роидальиый поток； 5 — маг.гитный продукт
уменьшается как куб диаметром частицы d3, в то время как сопротивление жидкости движению частицы зависит от площади ее поверхности и, следовательно, уменьшается только как d2. Это становится заметным при диаметре частиц менее 0,1 мм, зависящего от плотности и магнитной восприимчивости минерала. Сопротивление жидкости может быть снижено при более низкой скорости потока или при более высокой магнитной силе для сепарации более мелких частиц. Например, вода течет со скоростью 10 см/с и оказывает сопротивление около 9・10一8 н на частицу размером 0,1 мм. При скорости 5 см/с сопротивление падает до 4,7• Ю-8 Н.
Различный баланс сил устанавливается в конструкциях сепаратора, где магнитная сила должна быть достаточной только для того, чтобы отклонить магнитный продукт и выделить его из питания, установив разделительную перегородку для отдельного сбора двух продуктов. Эта магнитная сила значительно меньше, чем та, что требуется для «поднятия» или《захвата》магнитных частиц. Магнитная сила уравновешивается направленным импульсом силы каждой частицы. Импульс силы и магнитная сила зависят от массы, следовательно, скорость составляющих частиц ——важная переменная процесса.
Пример сепараторов этого типа — индукционно-роликовый сепаратор (рис. 5). Угловая скорость ротора, сообщаемая рудному питанию, создает приблизительно тангенциальную траекторию отклонения, разворачивая веером все рудные частицы. Магнитная сила действует радиально в направлении осей ротора, выделяя магнитные частицы и направляя их по более низкой траектории (см. рис. 5). Разделение несовершенно из- за различия в силе тяжести (размере) и объеме (сопротивле-
Рис. 5. Принцип действия индукционно-роликового сепаратора с двумя ро・ ликами. Ролики имеют ребристую поверхность (не показано) для создания магнитной силы, действующей по направлению к ним:/ — железный мост； 2 — соленоид магнита; 3 — железный сердечникРис. 5. Принцип действия индукционно-роликового сепаратора с двумя ро・ ликами. Ролики имеют ребристую поверхность (не показано) для создания магнитной силы, действующей по направлению к ним:/ — железный мост； 2 — соленоид магнита; 3 — железный сердечникРис. 6. Принцип работы сепаратора свободного падения с ограниченным магнитным полем:/ ——ограниченно эффективной магнитной силы; 2 — магнит； 3 — регулируемый разделительРис. 6. Принцип работы сепаратора свободного падения с ограниченным магнитным полем:/ ——ограниченно эффективной магнитной силы; 2 — магнит； 3 — регулируемый разделитель
Рис. 5. Принцип действия индукционно-роликового сепаратора с двумя ро・ ликами. Ролики имеют ребристую поверхность (не показано) для создания магнитной силы, действующей по направлению к ним:
/ — железный мост； 2 — соленоид магнита; 3 — железный сердечник
Рис. 5. Принцип действия индукционно-роликового сепаратора с двумя ро・ ликами. Ролики имеют ребристую поверхность (не показано) для создания магнитной силы, действующей по направлению к ним:
/ — железный мост； 2 — соленоид магнита; 3 — железный сердечник
Рис. 6. Принцип работы сепаратора свободного падения с ограниченным магнитным полем:
/ ——ограниченно эффективной магнитной силы; 2 — магнит； 3 — регулируемый разделитель
Рис. 6. Принцип работы сепаратора свободного падения с ограниченным магнитным полем:
/ ——ограниченно эффективной магнитной силы; 2 — магнит； 3 — регулируемый разделитель
нии). В индукционно-роликовых сепараторах общим является получение широкой центральной зоны «машинных промпро- дуктов》вследствие перекрытия траекторий магнитных и немагнитных фракций и отрицательного влияния узкого зазора сепаратора, через который должно пройти все питание. Существует значительное взаимное влияние частиц при столкновении с последующим искривлением траекторий.
В различных конструкциях магнитных сепараторов используют относительно малое отклонение магнитных частиц. Например, магнитную силу можно направить так, чтобы она действовала поперек диспергированного водного потока, который свободно падает в воздухе. Величина и направление магнитного импульса каждой частицы должны быть достаточны 192
только для отклонения частицы за подходящий разделитель. Гравитационная (инерционная) сила противодействия поддается регулированию путем изменения высоты сбрасывания и, следовательно, скорости частиц, с которой они попадают в магнитное поле. Используя конструкцию магнита, можно выбрать длину пути, проходимого потоком питания в магнитном поле. Она вместе с магнитной силой может быть определена горизонтальным перемещением магнитного продукта.
Желательно, чтобы магнитная фракция падала ниже границы действия магнитной силы, перед тем, как магнитные частицы подойдут к магниту близко, чтобы исключить возможность постоянного захвата частиц (рис. 6). Размер частиц——несущественный фактор, так как обе силы (магнитная и противоположно направленная) зависят от массы. Однако возможно электростатическое взаимодействие с разделением тонких частиц крупностью менее 0,1 мм.
Поперечная толщина или радиус действия магнитной силы определяется шириной потока питания и, следовательно, производительностью по питанию. Это обеспечивает умеренно низкий градиент поля, который должен бцть компенсирован высокой напряженностью поля. Существует два лимитирующих условия для баланса между напряженностью поля и градиентом. Магнитная сила у дальнего края магнитного потока (см. рис. 6) должна быть достаточной для перемещения магнитных частиц за разделитель. Большая магнитная сила у того края потока, который находится около магнита, должна позволять магнитным частицам падать ниже предела действия магнитной силы без их захвата. Для парамагнитных минералов градиент поля составляет 0,06——0,6 Тл/см при ширине потока 5—10 см. Соответствующая максимальная интенсивность поля находится в пределах 2,5——4,5 Тл на небольшой высоте 2—5 см или 1,5—2,5 Тл на расстоянии 10—20 см.
Одно важное условие для успешной магнитной сепарации из смеси свободнопадающих частиц ——питание должно двигаться плотным потоком. Если частицы так плотно расположены, что большинство или многие из них двигаются в турбулентном потоке, то весь поток ведет себя как жидкость. Это вызывается частицами в кильватере, которые неспособны двигаться поперек через границы вследствие разницы давлений. В плотном потоке отклонение существенной части (10% и более) магнитных частиц с помощью поперечной магнитной силы дает в результате отклонение всего потока с небольшим или вообще невозможностью разделения магнитных и немагнитных частиц. Хорошо диспергированный поток должен иметь среднее содержание твердого около 10% при колебаниях в интервале 5——20% твердого, что зависит от удельных характеристик питания.
Допустимые объемные концентрации твердого в питании зависят от свойств минералов, таких, как плотность, размеры и форма частиц. Доля магнитной фракции в питании в основном определяет легкость достижения хорошей сепарации.
Наиболее легким случаем является удаление небольшого количества относительно крупнозернистых магнитных частиц из немагнитного продукта; 100% -е удаление магнитной фракции достигается в одну стадию. Чистота магнитного продукта будет зависеть от плотности питания. С увеличением объемной плотности больше немагнитных частиц будет переноситься с магнитными и большая магнитная сила необходима для 100%-го удаления магнитной фракции. В диспергированном потоке в потери частиц небольшой вклад вносят столкновения частиц, но это сильно преувеличивается в теоретических рассуждениях. Направления движения магнитных и немагнитных частиц в зоне разделения редко показывают углы отклонения более 25°. Главное в непрямых столкновениях ——скользящие удары с относительно маленьким прямым эффектом.
Наиболее трудный случай ——разделение при высоком содержании магнитной фракции в питании, содержащем небольшую часть немагнитных частиц. Это требует самого большого объемного разбавления потока питания для того, чтобы минимизировать захват немагнитных частиц потоком магнитных частиц в зоне разделения. Также необходимо поддерживать магнитную силу настолько низкой, насколько это возможно для того, чтобы избежать захвата немагнитных частиц при образовании цепи магнитных частиц. Это предполагает постепенное удаление магнитных частиц в две или три стадии для максимального извлечения немагнитного продукта, что лучше, чем при одностадиальном разделении. Конечная перечистная стадия обычно необходима, если требуется высокое качество немагнитной фракции.
Значительная вязкость жидкости и связанные с ней силы сопротивления являются важным в магнитном разделении путем отклонения. Аналогичное разделение в водных суспензиях более затруднено или невозможно. Более медленное движение и большее время пребывания в магнитном поле должны быть обеспечены в конструкции таких сепараторов. Существуют многочисленные патенты для мокрых сепараторов такого типа, но никогда не было достигнуто практическое промышленное применение. Главная проблема в том, что магнитная сила очень слаба для преодоления сил сопротивления. Если магнитная сила повышается, это вызывает постоянный захват магнитных частиц из-за низких скоростей движения частиц в воде.
Точный баланс противоположно направленных сил составляет главную проблему в магнитной сепарации. Разделение 194
двух минералов должно в принципе легко осуществляться, если есть соответствующее различие в их магнитных восприим- чивостях. Даже если восприимчивость большей части магнитной фазы ничтожна, то достаточно высокая магнитная сила должна обеспечить разделение. Первый вопрос конструкции: есть ли достаточно большая магнитная сила, которую можно обеспечить в рабочем объеме для достижения необходимой скорости подачи питания. Второй вопрос конструкции: может ли геометрия и механика сепаратора обеспечить эффективные и управляемые противоположные силы в том же рабочем пространстве. В пределах ограничений пригодной магнитной силы большинство существующих конструкций магнитных сепараторов работает, если скорость подачи питания достаточно низка. В основном, производительность может быть увеличена для покрытия большего рабочего объема. Для увеличения градиента поля необходимо уменьшить рабочий объем, следовательно, только увеличение максимальной интенсивности поля удовлетворяет требованиям открытоградиентных сепараторов. Максимальная интенсивность магнитного поля в интервале 4— 10 Тл была бы желательна, более высокая интенсивность применима, если питание поступает при больших скоростях или при существенной силе сопротивления жидкости.
Градиенты поля в матричных сепараторах достигают практического предела около 1 Тл/см и даже это налагает ограничения на применение. Градиенты поля в сепараторах с открытым каналом могут быть выбраны в интервале 0,05—— 1 Тл/см в целях обеспечения достаточной магнитной силы. Восприимчивость данного магнитного продукта определяет магнитную силу для разделения и влияет на возможный баланс между интенсивностью поля и его градиентом. В традиционных электромагнитах максимальная интенсивность поля имеет практические экономические пределы около 2 Тл. Сверхпроводящие магниты отличаются только реальной перспективой увеличения магнитной силы в ответ на увеличение силы сопротивления текучей среды или для сбора более слабомагнитного продукта.
Сверхпроводящие магниты. Сверхпроводимость известна с 1911 г., используемые сверхпроводящие соленоиды были созданы около 1955——60 гг. Более 20 элементов имеют нулевое сопротивление при очень низких температурах, главным образом, ниже 5 К.
Сверхпроводимость обнаружена у многих металлических сплавов и интерметаллических соединений. Наиболее широко используют для соленоидов Nb——Ti сплавы из-за их относительно высокой пластичности. Определенными преимуществами отличаются Nb——Sb сплавы, но они очень хрупкие и создают несколько конструкционных проблем для соленоидов, в ко-
Рис. 7. Вертикальный разрез криостата, рефрижератора и сверхпроводящего магнита:
/ — охладитель в замкнутом цикле; 2 —- гелий для удаления охладителя; 3 — насадка к емкости с гелием; 4 — насадка к емкости с азотом； 5 — вакуум； 6 — твердый азот； 7 — внешний радиационный экран; 8 — и，ид- кий гелий； 9 ——промежуточный радиационный экран; 10 — сверхирово- цящий соленоид； 11— внешнее магнитное поле
торые необходимо укладывать 10 км и более проволоки без трещин. Проволока из Nb——Ti обычно используется в виде многоволоконных композитов в медной матрице.
Сверхпроводящие магниты могут быть изготовлены в секциях, которые подвергают воздействию самых высоких полей, создаваемых накрученной проволокой, оптимизированной для высоких полей, или используя Nb——Sn сплавы вместо Nb——Ti. Модульная конструкция позволяет оптимизировать плотность потока и поле, а также геометрию поля, интенсивность или градиент. Каждая секция навита на шаблон из нержавеющей стали или алюминиевого сплава, помещенную в жесткую среду и крепко зажата, чтобы выдержать большие силы, имеющие место в процессе.
Сверхпроводящий магнит необходимо установить в криостате, который может быть объединен с рефрижератором. Типичная установка для обеспечения внешнего открытоградиентного поля показана на рис. 7. Внешний вакуумный сосуд, два радиальных экрана при 77 и 15 К соответственно с гелиевым резервуаром, окружающим магнит, создают необходимый 196
зазор не менее чем 1,7 см между магнитом и полезной областью поля снаружи криостата. Следовательно, градиент поля определяется активным пиком напряженности поля, которое пригодно для работы разделения. Эта потеря применяемой пиковой напряженности поля применима для геометрии всех магнитов. Например, когда используется соосное поле для матричных сепараторов, рабочий объем (при комнатной температуре) сокращается не только из-за радиальной толщины стенки вакуумного сосуда и являющегося помехой минимального пространства, но также из-за необходимой толщины основы катушки.
Дальнейшее затруднение, свойственное сверхпроводящим магнитам,——практическая необходимость в постоянном охлаждении. Охлаждение обычно происходит путем обмена тепла между выходящим холодным и входящим теплым газом. Обычно используют две стадии сжатия азота, а компрессоры устанавливают на любом подходящем месте в радиусе 6—8 м от рефрижератора. Свободный доступ к рефрижератору позволяет осуществлять техническое обслуживание без вмешательства в работу магнита или сепаратора. Лучше всего поддерживать магнит постоянно работающим (24 ч в сутки и 365 дней в году).
Сверхпроводящий магнит наиболее эффективен и надежен, когда после первоначального пуска на полную мощность он переводится в постоянный режим и отключается от внешнего источника энергии. Таким образом, установка работает как постоянный магнит с хорошей теплоизоляцией (см. рис. 7), но при этом происходит испарение гелия около 10 см3/ч. Гелий необходимо доливать через определенный промежуток времени (примерно через 4—6 мес.).
Для одной магнитной системы стоимость выделения и рециркуляции гелия должна быть непомерно высока и газ просто испаряется в атмосферу. Для крупных установок и при значительном числе магнитов должно быть практично и экономично собирать гелий для периодического ожижения на специальной установке. Магнит, показанный на рис. 7, потребляет жидкий гелий на сумму 1000——1500 фунтов стерлингов ежегодно. Стоимость установки сжижения гелия должна быть в пределах 40——150 тыс. фунтов стерлингов.
Попытки использовать сверхпроводящие магниты просто как более мощные магниты для замены постоянных магнитов в существующих конструкциях сепараторов не были успешными. Это частично было вызвано требованиями пространства для криостата и рефрижератора. Две конструкции, специально предназначенные для использования характеристик сверхпроводящих магнитов, приведены ниже. Одна предназначена для суспензий, другая ——для сухого питания.
Мокрый сепаратор с орбитальным каналом был разработан в несколько стадий. В своей окончательной форме, как описано Коэном, Робертсом и Керли [6J, он использует сверхпроводящий магнит, состоящий из двух коаксиальных соленоидов, с обмоткой в противоположных направлениях. Два противоположно направленных поля (см. рис. 7) выталкивают друг друга радиально из зазора между двумя катушками, таким образом, создавая кольцевое магнитное поле с радиальным градиентом поля и магнитной силой, действующей радиально по направлению к цилиндрическому сосуду криостата. Это оборудование обеспечивает применяемую максимальную интенсивность поля 3 Тл с градиентом поля 0,6 Тл/см около криостата. Орбитальные каналы для потока могут быть размещены на стене криостата в пике поля или в области слабого поля выше или ниже пика поля или на большем реальном расстоянии.
Диаметр канала выбирается для желаемого сочетания скорости подачи питания и скорости потока. Длина орбитального канала зависит от толщины слоя магнитного потока, пропущенного за один проход, как описано ниже. Обычно длина канала составляет 120——180°, т. е. */3—% периметра окружности магнита. Это может обеспечить непрерывное действие двух или трех отдельных каналов. Сильномагнитные материалы (металлический скрап или магнетит) вызывают забивание и их необходимо удалять из питания, используя дополнительный канал, как при большем радиальном состоянии, так и аксиально замещенный из основного поля.
При работе орбитальный тороидальный поток (см. рис, 4) образует слой магнитного продукта с толщиной, зависящей от магнитной восприимчивости материала, градиента магнитного поля и скорости потока. Магнитная сила обычно выбирается для уравновешивания силы сопротивления жидкости при радиальной толщине около */з диаметра орбитального канала. За пределами взаимодействия между силой жидкого сопротивления и магнитной силой магнитный продукт не выделяется.
Внешние 2/3 канала остаются свободными от тороидального потока питания. Магнитный поток продолжает двигаться дальше, так как он не пересекает градиент поля, то его скорость уменьшается вследствие трения между частицами. Нет положительного эффекта при увеличении длины орбитального канала за слой магнитного продукта.
Для оптимального разделения существует комплекс соотношений между:
оптимальным диаметром и длиной орбитального канала;
максимальной интенсивностью и градиентом магнитного поля;
интервалом размеров частиц и восприимчивостью магнитного продукта;
скоростью потока и вязкостью пульпы.
Выбор этих переменных зависит от конечного результата. Максимальное соотношение размер частицы — масса определяет скорость потока, необходимую для предотвращения седиментации в орбитальном канале. Выделение тонких частиц эффективно до некоторого предельного размера, определенного магнитной восприимчивостью и приемлемой пиковой магнитной силой. Такой тонкий материал нуждается в обработке при более низкой скорости потока или повторной сепарацией, или после классификации питания. Верхний предел размера перерабатываемого материала зависит только от производительности аппарата и характеристик раскрытия. Материал крупностью ——25 мм успешно разделялся при лабораторных испытаниях. Для частиц крупностью ——0,01 мм преобладает сопротивление жидкости, что делает сепарацию большинства минералов неэффективной.
При разгрузке из орбитального канала два продукта обычно чисто разделяются, и относительно просто выбрать расположение перегородки для их раздельного сбора. Промпродукты могут быть включены в один из продуктов и обычно невозможно сделать два чистых продукта за один прием сепарации.
Сепаратор с падающей завесой для сухого обогащения (рис. 8). Принцип действия этой конструкции соответствует показанному на рис. 6. Противоположные пары сверхпроводящих соленоидов использованы для обеспечения высокой радиально направленной магнитной силы. Максимальная интенсивность поля 3 Тл и градиент поля 0,6 Тл/см около криостата уменьшаются постепенно с увеличением радиального расстояния.
На рис. 8 показана одна сторона криостата, окруженного двумя кольцевыми каналами сепаратора с бункерами и регулируемыми входами для контроля скорости подачи питания. Каждый из потоков питания подается через желоб, ударяется о распределительную плиту с кольцевым регулированием для максимального диспергирования потока питания. Скорость падения контролируется путем вертикального регулирования высоты сбрасывания. Высота сбрасывания и радиальное расстояние заранее установлены в зависимости от крупности и магнитной восприимчивости питания. Кольцевой разделитель, установленный в каждом канале ниже зоны разделения, регулируется вертикально для прерывания потока продукта при желаемой поверхности раздела, диктуемой выбранным соотношением между качеством и извлечением. Для оптимального разделения существуют комплексные соотношения между:
радиальным расстоянием подачи питания от магнита, ра-
Рис. 8, Разрез сепаратора с падающей завесой для сухого обогащения с двумя независимыми каналами:
1 — бункера для питания; 2 — криостат; 3 ——контроль зазора для скорости подачи штания; 4 — соленоиды； 5 — диспергированная завеса 1：н- тання; 6 — эффективная зона радиальной магнитной силы; 7 — разделитель с регулируемой высотой； 8 ——I канал сепаратора (магнитная фракция нз более сильномагнлт- н”о продукта)： 9 — II канал сепаратора (магнитная фракция из слабомагнитного продукта )
диальной шириной потока питания и высотой сбрасывания, которая определяется скоростью подачи питания;
максимальной интенсивностью и градиентом магнитного поля;
плотностью потока питания, интервалом размеров частиц, магнитной восприимчивостью магнитного продукта, долей магнитной фракции в питании；
вертикальным регулированием разделителя.
Существуют некоторые компромиссы между этими переменными. Например, увеличение ширины радиального потока можно достичь путем уменьшения градиента поля, но только если пиковая интенсивность может быть увеличена в соответствии
с увеличением необходимой магнитной силы. Это должно быть заранее обусловлено и не являться операционной переменной. Легкость разделения обратно пропорциональна содержанию магнитной фракции в питании. Качество и извлечение самые высокие, когда выделяется небольшое количество магнитной фракции. Положение перегородки обычно обусловлено выбором одного чистого продукта (магнитного или немагнитного). Перегородка установлена таким образом, что все промпро- дукты поступают в один продукт для того, чтобы получить максимальное извлечение в этом продукте или для того, чтобы получить максимальное качество другого продукта. В машинные промпродукты наиболее часто частицы попадают неправильно, такие, как тонкие магнитные фракции, которые остаются в потоке немагнитной фракции вследствие столкновений, крупные магнитные фракции, которые сохраняют свой собственный путь вследствие избыточной скорости или тонкой немагнитной фракции, которая отклоняется в магнитный продукт путем столкновений или захвата [7J.
Практические аспекты высокоинтенсивной магнитной сепарации. Практическая промышленная применимость магнитной сепарации зависит от трех групп факторов:
магнитная восприимчивость и динамические характеристики поведения компонентов питания;
характеристики конструкции сепаратора; необходимая производительность.
Магнитная сепарация редко настолько проста, насколько это может быть выведено из магнитных характеристик руды. Большинство натуральных руд представляют следующие сложности:,
промпродукты, состоящие из связанных магнитных и немагнитных минералов с широким рядом эффективных магнитных восприимчивостей;
ценность имеют как магнитные, так и немагнитные минералы (например, вольфрам в вольфрамите и шеелите);
минералы непостоянного состава могут находиться в интервале от магнитных до немагнитных свойств (например, пирротин——пирит ——марказит, хромит с высоким и низким содержанием железа или марматит ——сфалерит);
ценные и породные минералы могут иметь перекрывающиеся магнитные восприимчивости (например, хромит и пироксен) .
В результате вышеприведенных факторов качество магнитной сепарации редко бывает хорошим в один прием за исключением очень простых случаев. Например, удаление небольшого количества магнитных примесей из кварцевого песка может быть осуществлено в один прием с высоким качеством и высоким извлечением. Сепарация становится более затрудни-
тельной, если часть кварца покрыта железными оксидами или содержит небольшие магнитные включения.
Непропорциональное увеличение магнитной силы может быть необходимо для удаления таких промпродуктов из-за неизвестного соотношения массы смеси к массе магнитного компонента.
Большинство руд имеют более сложный минеральный состав, и необходимо несколько стадий сепарации для адекватного качества и извлечения. Ограничения любой данной конструкции сепаратора способствуют дальнейшим недостаткам и сложным эффектам, уменьшают производительность и увеличивают число стадий разделения. Типичные примеры приведены ниже.
Высокоинтенсивная магнитная сепарация всегда требует предварительного удаления сильно парамагнитных или ферромагнитных материалов из питания, независимо от типа конструкции сепаратора. Такие материалы захватываются и неизбежно блокируют любую систему. Питание для матричного сепаратора требует дополнительного удаления любых частиц повышенной крупности, древесных волокон, концевиков электродетонатора и любой пустой породы, которая может блокировать матрицу.
Выделение тяжелых минералов из прибрежных песков в концентрат является типичным примером сложностей схемы из-за непостоянства минералов и неэффективности машины. Материал почти идеален для сепарации, если он состоит из природно-классифицированных и округлых зерен полностью раскрытых минералов. Питание было получено мокрой гравитационной сепарацией и состоит из приблизительно 60% магнитного и 40% немагнитного продукта. Главные минеральные составляющие включают ильменит, монацит, циркон и рутил с меньшими количествами хромита, кварца, ставролита и других разнообразных породных минералов, таких, как гранат, топаз и слюда. Относительное содержание было следующее, %:
Ильменит34,5
Циркон20
Рутил17
Монацит • 14,5
Породные минералы9
Хромит 5
Небольшие количества магнетита и металлического скрапа должны быть удалены. Первая задача высокоинтенсивной магнитной сепарации — удаление всего магнитного продукта из циркона и рутила. Вторая ——получение чистого концентрата монацита, свободного от других магнитных материалов, таких, как хромит, ильменит или ставролит. Предполагалась простая схема, включающая три стадии магнитной сепарации с увели-
Питание/%%
工маенигпнаа 6"。004〃g工маенигпнаа 6"。004〃gн.中р, £0%н.中р, £0%Мр0.40%(ильменит 弘,力 хром иг 5；，порода 0,5)Мр0.40%(ильменит 弘,力 хром иг 5；，порода 0,5)
工маенигпнаа 6"。004〃g
工маенигпнаа 6"。004〃g
н.中р, £0%
н.中р, £0%
Мр0.40%
(ильменит 弘,力 хром иг 5；
，порода 0,5)
Мр0.40%
(ильменит 弘,力 хром иг 5；
，порода 0,5)
広 мааниЕнаа сепараииа
〃@р 45%〃@р 45%"%)"%)МЗА /5%
〃@р 45%
〃@р 45%
"%)
"%)
(монацит /4,力порода 亿 5)
М 0〃. 5 %М 0〃. 5 %сепарация
М 0〃. 5 %
М 0〃. 5 %
(рутил17\циркон Z0;/ порода J)
Рис. 9. Базовая схема разделения тяжелых минералов из прибрежных песков:Н. фр. — немагнитная фракция; М. фр. 一 магнитная фракция
чением магнитной силы. Относительно слабая магнитная сила в I стадии предполагает удаление ильменита и хромита, используя максимальную интенсивность поля около 1 Тл. Более сильная интенсивность поля около 2 Тл во II стадии способствует извлечению монацита, и в окончательной стадии с интенсивностью поля около 3 Тл удаляют другие минералы, оставив чистый немагнитный продукт, состоящий главным образом из циркона, рутила, топаза и кварца (рис. 9).
После широких испытательных работ фактическая схема значительно отличалась от базовой (рис. 10). Общее распределение минералов и их выходов показано в табл. 1.
Каждая из трех рассмотренных стадий разделения требует повторной переработки немагнитного продукта и перечистки для магнитного продукта. Это было вызвано сочетанием магнитных восприимчивостей некоторых минералов, влияния размера и формы частиц и потерь вследствие неэффективности оборудования. Циркон был наиболее надежный минерал, но его следы наблюдались во всех магнитных продуктах. Так как циркон диамагнитен, его присутствие в любых магнитных продуктах предполагается вследствие загрязнения или вследствие недостаточной эффективности оборудования.
Рутил проявляет умеренные свойства, но его извлечение в немагнитный продукт не превышает 90%, и III стадия перечистки магнитного продукта добавляет только 1 % извлечения рутила. Это удивительно, поскольку рутил составляет свыше
ПитаниеПитаниеН.фр.Н.фр.〃 0".〃 0".Н.фр.必/%Н.фр.必/%"О". 57°/а"О". 57°/аТ〃а?“иЕ“аа ce〃q〃ouua (工пвием)Т〃а?“иЕ“аа ce〃q〃ouua (工пвием)0厂〃)0厂〃)М 0". 4J%М 0". 4J%工маениЕная сепар口них (1Гприем)工маениЕная сепар口них (1Гприем)(1Тп)(1Тп)М. фр.М. фр.兀мааниан口只 сепарсшиа (『прием)兀мааниан口只 сепарсшиа (『прием)/zs)/zs)M.Q3 %%M.Q3 %%工 пвреиисЕн 口口「7^—( Пл)I M фр.ЦпиргисЕнад工 пвреиисЕн 口口「7^—( Пл)I M фр.ЦпиргисЕнадJ[ ми己нитнаа сеп口рсщиа(ПУ1рием)J[ ми己нитнаа сеп口рсщиа(ПУ1рием)(2 Гл)(2 Гл)М. фр. 0.57.М. фр. 0.57.магиЕния口рпиия (工прием)線I 苏магиЕния口рпиия (工прием)線I 苏40J%40J%〃物 а/%〃物 а/%М. 0". 45%М. 0". 45%ЛГмпенитнам свпараиия (Нпривм、ЛГмпенитнам свпараиия (Нпривм、〃0〃. "%〃0〃. "%(2厂#(2厂#М0〃./4%М0〃./4%行〃)行〃)
Питание
Питание
Н.фр.
Н.фр.
〃 0".
〃 0".
Н.фр.必/%
Н.фр.必/%
"О". 57°/а
"О". 57°/а
Т〃а?“иЕ“аа ce〃q〃ouua (工пвием)
Т〃а?“иЕ“аа ce〃q〃ouua (工пвием)
0厂〃)
0厂〃)
М 0". 4J%
М 0". 4J%
工маениЕная сепар口них (1Гприем)
工маениЕная сепар口них (1Гприем)
(1Тп)
(1Тп)
М. фр.
М. фр.
兀мааниан口只 сепарсшиа (『прием)
兀мааниан口只 сепарсшиа (『прием)
/zs)
/zs)
M.Q3 %%
M.Q3 %%
工 пвреиисЕн 口口
「7^—( Пл)I M фр.
ЦпиргисЕнад
工 пвреиисЕн 口口
「7^—( Пл)I M фр.
ЦпиргисЕнад
J[ ми己нитнаа сеп口рсщиа(ПУ1рием)
J[ ми己нитнаа сеп口рсщиа(ПУ1рием)
(2 Гл)
(2 Гл)
М. фр. 0.57.
М. фр. 0.57.
магиЕния口рпиия (工прием)
線I 苏
магиЕния口рпиия (工прием)
線I 苏
40J%
40J%
〃物 а/%
〃物 а/%
М. 0". 45%
М. 0". 45%
ЛГмпенитнам свпараиия (Нпривм、
ЛГмпенитнам свпараиия (Нпривм、
〃0〃. "%
〃0〃. "%
(2厂#
(2厂#
М0〃./4%
М0〃./4%
行〃)
行〃)
Магнитныйпродукт 4%Магнитныйпродукт 4%Немагнитный продукт 4/%
Магнитныйпродукт 4%
Магнитныйпродукт 4%
Рнс. 10. Фактическая схема разделения тяжелых минералов из прибрежныхпесков
42 % магнитного продукта III стадии, но присутствие 12 % слабомагнитного ильменита в этом продукте дает клюй к разгадка- Возможно, что оба этих минерала представляют собой нль- менито-рутил с переменным содержанием железа. Кажущиеся потери происходят не вследствие недостаточной машинной эффективности, так как попытки вернуть этот небольшой продукт с I и II стадий не дают результатов в любом повторном распределении в другие продукты.
Хотя основная масса ильменита и хромита извлекается в первые магнитные продукты, оба минерала способствуют существенному загрязнению второго магнитного -продукта, который является монацитовым концентратом. Любая манипуля- Ния условиями разделения ведет к изменению извлечения мо- нацита с обратным изменением качества. Значительное при- 204
Показатели разделения тяжелых минералов из прибрежных песков по действующей схеме
Обш,ее из-
Выход, %
Стадия
Минералы в продуктах
влечение минерала, %
от операции
общий
1
Магнитная фракция: ильменит хромит монацит смесь
98,2 78
27,6 12,2
100
78
9,5
9,8
2,7
41
32
3,9
U
II
Магнитная фракция: ильменит хромит монацит смесь
5,8
20
69
11,1
100
14,3
7,1
71,4
7,1
14
10
III
Магнитная фракция: ильменит хромит монацит
смесь (включая кварц) рутил
Немагнитная фракция: рутил циркон
смесь (включая кварц)
1,4 2
3,4 13,3 10
90
100
63,3
100
12,5
2,5 12,5 30 42,5
100
37,3 48,8
13,9
0,5 0,1 0,5
1,2
1,7
41
15,3
20
5,7
сутствие монацита во всех трех магнитных продуктах показывает, что он имеет широкий диапазон магнитных восприимчи- востей, перекрывающий таковые хромита и ильменита.
Были сделаны попытки увеличить удаление немагнитной фракции в I стадии перечистки магнитного продукта для того, чтобы сократить потери монацита (27,6%) в магнитном продукте I стадии. Однако любое увеличение выхода монацита сопровождается более высокими пропорциями ильменита и хромита.
Если достигнутое качество и извлечение монацита и рутила с цирконом технически приемлемо, то необходимо подумать о производительности, капитальных и эксплуатационных затратах как важнейших факторах в экономике, используя девять этапов разделения в трех стадиях переработки. Вышеприведенные данные были получены из лабораторных испытаний при производительности около 5 т/ч. Для промышленной операции можно предположить, что может потребоваться общая
н.фр.
МфР-26т/“
Питание
5 口小
7 маа"“"а〃 cericipciu出貫(工门ривм)
/Z сепаратора)
м.0".
方,"/q
工muehlieh口口 cec口昨run (Иприем)
(/ сепаратор)
К(рр.Ь^т/ч
工 пвреиисЕкаа(1 сепаратор)
Лмагнuehcir 08"口夕口4〃夕([прием)
м.срр*
Z4"/q
Н・Вр.
ZZ,6〃q
(1 сепаратор)
1Гм口зниЕнаа сеп口рациа (тривм)
".0?
迎z5『/q
(7 сепаратор)
м. 0".7т/ч
М0".
0.151/^
л да QZ"/h
тмааниЕН口a caaopoquA /7"〃uem)
〃.砂 zaz/小
(7 сепаратор)
Н.@р.
Z0J"/q
丑'перенисЕнаа 〃 сепаратор)
Мда Z.ZS^h
М0〃.
7т/ч
UTM02HUEH口я свпарсщин_(11 门ривм)
(7 сепаратор)，总.
1㈱ \(1 сепаратор)
Немагнитный продукт 20,5т/ч
Рис. 11. Качественно-количественная схема переработки тяжелых минералов
скорость подачи питания около 50 т/ч и что один сепаратор может иметь максимальную производительность канала около 30 т/ч с этим материалом для полной завесы питания, окружающего магнит. Эти предположения должны обеспечить массовый баланс потока, показанного на рис. 11.
Открытоградиентный сверхпроводящий сепаратор (см. рис. 8) должен осуществлять две или три такие сепарации одновременно, используя каналы с концентрическими завесами. Один канал должен быть прямо направлен к стенке криоста-
Показатели разделения
Оборудование, стадия сепарации
Интенсивность поля, Тл
Производительность, т/ч
Сепаратор /
Предварительная сепарация сильномагнитных минералов
0,1
25
1 стадия сепарации (I прием)
1
3
25
111 стадия сепарации
23
Сепаратор 〃
Предварительная сепарация сильно- магнигных продуктов
0,1
25
1 стадия (11 прием)
1
29
Ш стадия (II прием) (3/4 канал)
3
21
III перечистная (1/4 канал)
3
3
Сепаратор III 1 перечистная
1
22
11 стадия сепарации
2
30
Сепаратор IV [стадия сепарации
1
25
I： стадия (11 прием) (3/4 канал)
2
23
II перечистная (1/4 канал)
2
7
та и окружен соседним вторым каналом. Третий канал должен быть на большем радиальном расстоянии (50—60 см от криостата) для первоначального удаления сильномагнитных материалов. Предварительные испытания необходимы для подтверждения характеристики и для точного определения фиксированных позиций для таких каналов. Десять операций разделения и предварительного удаления сильномагнитных материалов может быть проведено на четырех сепараторах (табл. 2).
Потенциальная перегрузка может иметь место в I стадии повторной сепарации и во II стадии сепарации в сепараторах II и III соответственно при производительности, близкой к производительности канала.
При номинальных капитальных затратах 200 тыс. фунтов стерлингов на сепаратор общие капитальные затраты 800 тыс. фунтов стерлингов должны равняться 16 тыс. фунтов стерлингов на 1 т часовой производительности. Режим работы сепаратора 24 ч в сутки и 300 дней в году (годовая производительность 360 тыс. т) должен обеспечивать капитальные затраты 2,22 фунта стерлингов на 1 т годовой производительности или 0,44 фунта стерлингов/т в течение 5 лет. Энергия, хладоаген- ты и эксплуатационные затраты оцениваются в 6 тыс. фунтов стерлингов на сепаратор в год, что равно 24 тыс. фунтам стер- лингов/год или 0,07 фунта стерлингов/т. Если добавить 20% на капитальные затраты для замены в течение 5 лет, то об-
щие капитальные и эксплуатационные затраты (за исключением труда оператора) на сверхпроводящий магнитный сепаратор должны составить 0,06 фунта стерлингов/т.
Для сравнения высокоинтенсивный сепаратор Джонса с номинальной производительностью 100 т/ч использует 3 кВт/т, если исключить потребление энергии на насосы. Капитальные затраты на агрегат около 300 тыс. фунтов стерлингов, обеспечивающие капитальные расходы 3 тыс. фунтов стерлингов на 1 т часовой производительности. При режиме работы сепаратора 24 ч в сутки, 300 дней в году, ежегодная производительность 720 тыс. т обеспечивает капитальные расходы 0,42 фунта стерлингов/т или 0,08 фунтов стерлингов/т в течение 5 лет. Стоимость энергии (0,05 фунтов стерлингов/кВт) дополнительно увеличивает эксплуатационные расходы на 0,15 фунтов стерлингов/т, но нет надежной иллюстрации, пригодной для других примеров. Неполные капитальные и эксплуатационные затраты 0,23 фунта стерлингов/т на один сепаратор Джонсу должны показаться сравнимыми с 0,6 фунтами стерлингов для сверхпроводящих сепараторов. Однако, даже если сепараторы Джонса могли использовать комбинацию интенсивности поля 2 Тл и более, высокие магнитные градиенты для создания магнитных сил, сравнимых с таковыми при интенсивности поля 3 Тл, необходимо использовать три сепаратора Джонса для вышеприведенной схемы. Капитальные и эксплуатационные расходы должны составлять 0,69 фунтов стерлингов/т производительности, а стоимость предварительного удаления сильномагнитного материала должна быть прибавлена.
Очевидно, что затраты при высокоинтенсивной магнитной сепарации не могут обсуждаться в общем, так как они специфические для каждой фабрики; необходимо оценить пригодность данного сепаратора, его производительность и соответствие ценности получаемого продукта затратам на его получение. В широком смысле капитальные затраты на традиционные и сверхпроводящие высокоинтенсивные магнитные сепараторы будут одного порядка при потреблении энергии на порядок меньше для сверхпроводящих сепараторов. Выбор оборудования объясняется значительной зависимостью технических факторов сепарации от напряженности поля, градиента, объема и доли магнитной фракции в питании.
Список литературы
Jones, G. Н., Wet magnet:c separator for feebly magnetic minerals, Proceedings, 5th International Mineral Processing Congress, London, 1960.
Bartnik, J. 4, and Stone, W. J. D., Capital and operating costs of the Jones high intensity wet magnetic separator, Proceedings, 33rd Mining Sym- posium, Duluth, 1972.
Bitter, E, Water-cooled magnetics, Proceedings, International Conference on High Magnetic Fields, M. I. T., Mass., 1961,
Marston, P. G., Magnetic design and its effects on the economics of high gradient magnetic separation, Proceedings, High Gradient Magnetic Separation Symposium, M. I. T., Mass., 1973.
Cohen, H. E., and Good, /. A., Principles, design and performance of a superconducting magnet system for mineral separation in a magnetic field of high intensity, Proceedings, 11th Internationa] Mineral Processing Congress, Cagliari, 1975.
Cohen, H. £., Roberts, S., and Kerley, N., A new superconducting magnet system for high intensity magnetic separation, Proceedings, Electrical and Magnetic Separation and Filtration Technology, К- V. I., Antwerp, 1984,
Cohen, H. E., Superconducting magnetic separators for the mineral industry, Proceedings, 12th CMMI Congress, Johannesburg, 1982.
ГРАВИТАЦИОННОЕ ОБОГАЩЕНИЕ В СОВРЕМЕННОЙПЕРЕРАБОТКЕ МИНЕРАЛОВ
Д. Дж. Оттли, президент фирмы «Минмет сервисизинтернейшнл», Риверсайд, Коннектикут, США
Введение. Процессами гравитационного разделения являются такие, которые используют различия в плотности составных частей минералов для того, чтобы осуществить концентрацию и выделение одного или нескольких минералов. Сепарация часто сопровождается различиями в размере и объеме частиц и улучшается с применением одной или более сил, обычно вертикально или горизонтально направленных и (или) центробежных.
Гравитационные процессы широко используют в промышленности при переработке минералов в качестве самостоятельного процесса или, что более часто, в комбинации с другими, в частности с флотацией, магнитной сепарацией и (или) химической переработкой. Схема, показанная на рис. 1, является примером комбинированной системы для переработки оловянной руды с использованием гравитационной сепарации, флотации и магнитной сепарации.
Гравитационные процессы и оборудование быстро развивались в последние 15 лет, отражая потребности горной промышленности в технически более эффективных и экономичных системах, для переработки более низкокачественных и (или) более труднообогатимых руд, для сокращения капитальных вложений и для того, чтобы обеспечить, по возможности, самые низкие эксплуатационные расходы.
Потенциальное применение одного или более гравитационных методов в схеме и проекте фабрики определяется из тщательных и полных испытаний представительных образцов руд месторождений.
Дробленая руда
От8альнь/е Высококачественный Низко качественный хвосты концентрат концентрат
Эффективный и продуманный проект гравитационной фабрики и каждой операции процесса требует, чтобы число специфических особенностей, обеспечивающих показатели работы фабрики, соответствовало таковым в опытных работах для того, чтобы фабрика функционировала ровно с минимальными простоями и затратами.
Представление о гравитационной сепарации как о «слабом» процессе во мнении многих не находит оправданий, так как создалось из-за плохих характеристик многих старых фабрик, особенно тех, которые используют изношенное и неэффективное оборудование. Правильно спроектированная и действующая современная гравитационная фабрика имеет хорошие показатели.
Гравитационное обогащение занимает видное место в переработке руд, но это не панацея для обогащения любой или всех руд, как не является ею любой другой метод или система. Мастерство и опытность персонала необходимы для координации всех аспектов эксплуатации природных ресурсов и достижения наиболее успешной и экономичной работы фабрики.
В настоящее время взаимосвязь инженеров, технологов и экономистов является главным для получения максимальной прибыли с наиболее полной утилизацией минеральных ресурсов при проектировании новых предприятий, а также для работы существующих. Необходима также тесная кооперация с геологами, горными инженерами, специалистами по охране окружающей среды и управляющим персоналом.
Оборудование для гравитационной сепарации и его использование. Список основных современных процессов, используемых в настоящее время, с указанием крупности питания, которое может быть переработано каждым способом, представлен ниже. Сюда не включены процессы обогащения угля.
Аппараты гравитационного разделения и эффективная
крупность частиц, мм
Тяжелосредный сепаратор: статического типа 2—50
динамического типа 0,3—20
Отсадочные машины 0,1—20
Конус Райхерта 0,07—1
Винтовые сепараторы Райхерта, Викерса 0,07—2
Концентрационные столы 0,04—1
Рис. 1. Схема цепи аппаратов оловянной фабрики:
/ _ грохот; 2 — стержневая мельница； 3 — шаровая мельница; 4 ——гидравлический классификатор; 5 — циклоны； 6 — столы; 7 — классификатор； 8 — сульфидная флотация; 9 — флотация олова： /0 — высокоинтенсивная магнитная сепарация; И — немагнитная фракция； 12 — магнитная фракция; 13 — обогащение магнитной фракции на столах; 14 — пере- чистные столы; / — первая стадия измельчения： // — секция обогащения на столах： Ill — секция доизмельчения промпродуктов; IV — доизмельчение первичного концентрата; V— перечистка концентрата
Шлюз:
ящичный0,2—12 суживающийся 0,07——2
Стол Ба ртлез-Мозли 0,005—0,1
Сепаратор Кроссбелт 0,005—0,1
Сепаратор GEC Дуплекс 0,2—0,1
Центробежный сепаратор: горизонтального типа * 0,005—0,1
вертикального типа 4
Основные оценки гравитационного оборудования. Несколько превосходных работ [1—5] было опубликовано в последние годы, поэтому нет необходимости вдаваться в детали. Однако необходимо упомянуть о гравитационном оборудовании, которое является относительно новым и (или) достаточно широко применяется.
Тяжелосредн ые сепараторы. Динамические сепараторы Три-Фло обеспечивают широкие возможности при предварительной концентрации руд, особенно руд с переменным качеством и (или) создающих труднообогатимые и непостоянные промпродукты. В сепараторе Три-Фло осуществляются две стадии разделения при различной плотности среды внутри одного аппарата. Получаются три продукта: предварительный концентрат, промпродукт и окончательные хвосты. Промпро- дукт может быть переработан отдельно методами, соответствующими их особенностям [6].
Отсадочные машины. Радиальная отсадочная машина IHC (Кливленд) интенсивно используется при переработке аллювиальных золотосодержащих, оловянных и других руд. Наиболее эффективны пульсационные машины с пилообразной формой отсадочного цикла, они легко регулируются и обеспечивают хорошее разделение с высоким извлечением [5J.
Конуса Райхерта. Высокая производительность и низкие капитальные затраты делают их весьма привлекательными в техническом и экономическом отношении для предварительного обогащения многих низкокачественных руд, старых хвостов и прибрежных песков [7].
Винтовые сепараторы Райхерта и Викер- с а изготовляют двух- или трехзаходными из стекловолокна с набором различных профилей для удовлетворения требований по извлечению различных минералов. Они представляют собой модульные и компактные установки высокой производительности.
Концентрационные столы. Применение двух- и трехдечных столов позволяет значительно сэкономить пространство： некоторые из них изготовляют из стекловолокна. В настоящее время фирма《Уннан Тин Корп.» изготовляет деки, покрытые лаком, которые применяют на многих китайских гравитационных фабриках [10].
Концентрационные столы Б артлез-Мозли и сепараторы Кроссбелт успешно применяют для извлечения тонких частиц, в некоторых случаях совместно с другими гравитационными процессами или флотацией. Более 200 установок используют в СССР, включая Солнечную оловянную фабрику [9, 10J.
Столы G Е С Дуплекс применяют на оловянных обогатительных фабриках в Боливии для извлечения ценных компонентов из текущих или заек ла дированных хвостов. Нет надежных данных, пригодных для оценки их работы или характеристики.
Концентраторы Кнельсон и Кнудсен —— вертикальные полунепрерывные центробежные сепараторы роторного чашевого типа, которые используют для извлечения тонкого золота из руд небольших, но хорошего качества месторождений аллювиальных и жильного типа [11].
Применение гравитационной сепарации. Широкое применение гравитационных процессов преследует следующие цели:
предварительная концентрация крупнодробленой руды для выделения обогащенного чернового концентрата для дальнейшей переработки и окончательных хвостов, составляющих 20——30% или более общего объема руды (тяжелосредные сепараторы DMS или отсадочные машины). В некоторых случаях получают окончательный концентрат (например, полевой шпат и барит);
получение предварительного концентрата из более тонкого питания путем удаления тяжелых минералов в основной концентрат для дальнейшей переработки в товарные продукты и окончательных хвостов, составляющих 60——80% объема питания (конуса Райхерта, винтовые сепараторы Викерса или Райхерта, динамические тяжелосредные сепараторы DMS и отсадочные машины для тонкого питания);
удаление грубозернистых тяжелых минералов из I стадии измельчения во избежание переизмельчения и ошламования тяжелых хрупких минералов (отсадочные машины или винтовые сепараторы);
удаление крупных металлических включений из золотосодержащих руд для дальнейшей переработки хвостов цианированием и (или) флотацией;
выделение песков и тонких тяжелых оксидов из измельченной руды при крупности 1——0,04 мм (столы) с получением концентратов для дообогащения (сепараторы Бартлез-Мозли и Кроссбелт и другие для тонкого питания ——от 0,1 до 0,005 мм);
предварительная концентрация ценных тяжелых минералов из хвостов и остатков с последующим дообогащением и получением отвального продукта (концентрационные столы и шламовые концентраторы);
обогащение коллективных или предварительных концентратов с получением одного или более окончательных концентратов или продукта, перерабатываемого другими методами;
удаление крупнозернистых или окисленных сульфидных минералов перед флотационной переработкой этих хвостов [12J.
Основные соображения. Технологические показатели или эффективность сепарации ухудшаются при переработке более тонкого материала по сравнению с более крупным. Это происходит из-за уменьшения влияния гравитационной силы и увеличения влияния поверхностного трения на движение частицы. Таким образом, гравитационные процессы менее эффективны для переработки более тонких частиц. При этом увеличиваются и капитальные затраты, так как производительность сепараторов, перерабатывающих более тонкие частицы, ниже [13J.
Влияние на окружающую среду гравитационных процессов значительно меньше, чем таких, как флотация или цианирование, так как не используются химические реагенты. Потребление энергии в целом может быть значительно ниже, чем в других процессах, но это зависит от типа материала, проекта фабрики и ее расположения. Расход технологической воды и стоимость перекачки пульпы для драги или передвижной промывочной фабрики могут быть очень высоки и составлять до 50% эксплуатационных расходов.
Потребление воды обычно высокое и в основном намного больше, чем на флотационных фабриках. Обогатительная фабрика, перерабатывающая жильную оловянную руду на концентрационных столах, может потреблять до 10 т технологической воды на 1 т руды. До 80% этой воды обычно направляется в оборот без обработки, другая часть подвергается флокуляции, если руда содержит много шламов или глины.
Гравитационные фабрики, если они правильно спроектированы, обычно легче поддаются управлению и контролю, чем флотационные. Квалифицированные операторы и руководители важны для хорошей работы фабрики.
Примеры применения современных гравитационных процессов. Рассмотрим работу современных фабрик, чтобы показать область использования и многосторонность гравитационных процессов.
Оловянные фабрики «Уил Джейн» и 《Саут Крофти» в Корнуолле (Великобритания) используют винтовые сепараторы для удаления крупнозернистого касситерита из циклов первичного измельчения [14].
На обогатительной фабрике «Корин Тангстен》в Сандунге (Южная Корея) установлены концентрационные столы для переработки шеелитового флотационного концентрата, который содержит 15—17% WO3 при извлечении 90%. Высококачест-
венный концентрат столов (около 65% WO3) затем перерабатывается на фабрике «Аммониум Паратангстейт», а низкокачественные хвосты столов, содержащие около 7——8% WO3, в дальнейшем перерабатывают химическим способом с получением синтетического шеелита. Если использовать только флотацию для получения концентрата с содержанием 65% WO3, то общее извлечение составит только 70——75%.
Переработка золотосодержащих пород месторождения Ок Теди (Папуа-Новая Гвинея) включает стадию первичного обогащения измельченной руды с использованием конусов Райхерта диаметром 2 и 3,5 м с последующим обогащением концентрата конусов в винтовых сепараторах Райхерта. Окончательная доводка концентратов винтовых сепараторов проводится на концентрационных столах, где выделяется продукт, пригодный для получения слитков и металлургического передела за границей. На каждом из двух конусов диаметром 3,5 м перерабатывается 250 т/ч питания.
Первичное обогащение измельченной оловянной руды Ист Кемтвилл и Нова Скотиа осуществляется в двух конусах Райхерта диаметром 3,5 м. Проектная производительность двух конусов около 500 т/ч.
Фабрика 《Титания》в Норвегии, перерабатывающая ильменитовые руды, реконструирована с флотационной схемы на гравитационную в целях устранения загрязнения фиорда и отравления рыбы реагентами, используемыми при флотации. Хвосты размещают на дне фиорда. Для первичного обогащения применяют конуса Райхерта и винтовые сепараторы при подаче питания около 200 т/ч.
На алмазной фабрике «Аргил» в Северо-Западной Австралии применяют двухстадиальное обогащение в тяжелосредных циклонных сепараторах. Первая стадия проводится в трех циклонах диаметром 400 мм, работающих параллельно, .которые перерабатывают фракцию ——3+1 мм только из аллювиальных руд. Этот концентрат дообогащается в одном циклоне DMS [15J.
Испытания и анализы для гравитационной переработки. Для определения эффективной степени гравитационного обогащения и оптимальной крупности питания требуются лабораторные и пилотные испытания. Методы и результаты таких испытаний рассмотрены в работах [1, 16J, в том числе на прибрежных песках и рудах аллювиальных месторождений ——в работе [17].
Всесторонние и тщательные исследования необходимы для оценки любого месторождения, для которого проектируются оборудование и технологическая схема, а также для получения основных технических и экономических данных. Особенно важно, чтобы образцы, полученные для исследований, были пред-
ставительными для месторождения. Целесообразно подвергать испытаниям несколько отдельных образцов для определения изменчивости состава руд разрабатываемого месторождения. Это позволяет спроектировать гибкую схему, определить интервал результатов, которые могут быть достигнуты, и части месторождения, которые могут разрабатываться. Может быть так、 же определена степень, до которой необходимо смешивать руду-
В сущности нет однородных месторождений с постоянны^ ми характеристиками руды или результатами обогащения. Испытание только одного или непредставительного образца может привести к гибельным экономическим последствиям и плохим результатам работы фабрики. Это может произойти даже, если опытные работы были проведены полностью и тщательно. Также должна быть обеспечена коррекция методик приготовления для образцов, взятых для испытаний, особенно из очень неоднородных месторождений.
Обычно опытно-промышленные испытания включают гранулометрический анализ образца, дробленного до крупности ——2 мм или более, если более крупные частицы содержат ценные компоненты в свободном или близком к нему состоянии. Каждая фракция крупности подвергается тяжелосредной сепарации в тяжелой жидкости с соответствующим интервалом плотности； все всплывшие и потонувшие продукты подвергают химическому и количественному минералогическому анализу.
Результаты разделения в тяжелых жидкостях образца шеелитовой руды приведены в табл. 1 [18].
В табл. 1 приведены данные для сочетания фракций крупности, относящихся к гравитационным процессам, объясняющие результаты металлургической переработки. Например, высококачественный концентрат, содержащий 65% WO3 и более, не может быть получен без последующей переработки первичного концентрата для удаления примесей. Гравитационная сепарация может рассматриваться только для первичного обогащения до 25% WO3, извлечение при этом в лучшем случае составляет около 67%. Извлечение 90% шеелита невозможно при любом приемлемом качестве концентрата и только около 10% исходной массы может быть направлено в отходы. Это может быть достигнуто более тонким измельчением одного или нескольких промежуточных продуктов.
Другая информация необходима для определения причин плохого разделения по фракциям крупности и особенно результаты количественного минералогического анализа. Показательно то, что комбинация гравитационной и флотационной обработки должна быть наиболее эффективной. Лучшие уело* вия процесса и комбинация процессов могут быть определены
Т а б л и ц и I
Результаты анализа в тяжелых жидкостях образца шеелитовой руды
Плотность, г/смэ
Потонувший продукт
Выход, %
Содержание WO3, %
частный
кумулятив-
частное
кумулятивное
>5
0,2
0,2
42,50
42,50
>4,6
0,3
0,5
26,40
32,80
>4,2
0,3
0,8
12
25
>3,8
0,4
1,2
0,92
17
>3,4
2,3
3,5
0,59
6,20
>3,0
4
7,5
0,32
3,10
>2,9
4,4
11,9
0,30
2,05
>2,8
19,6
31,5
0,09
0,83
>2,7
58,5
90
0,06
0,33
<2,7
10
【00
0,02
0,30
Исходный Про-
【00
0,3
дукт
Плотность, г/смэ
Потонувший продукт
Всплывший продукт
Извлечение WO3, %
Выход, %
Содержа ние W6, %
Извлечение WO3, %
частное
куму пятив-
>5
28,5
28,5
99,8
0,21
71,5
>4,6
26,6
55,1
99,5
0,13
44,9
>4,2
12,1
67,2
99,2
0,10
32,8
>3,8
1,2
68,3
98,8
0,10
31,6
>3,4
4,5
72,9
96,5
0,08
27,1
>3,0
4,3
77,2
92,5
0,07
22,8
>2,9
4,4
81,6
88,1
0,06
18,4
>2,8
5,6
87,2
68,5
0,06
12,8
>2,7
12,1
99,3
10
0,02
0,7
<2,7
0,7
100
Исходный яро-
一
一
дукт
из анализов и рассмотрения всех данных. Также должны быть определены планы и параметры для дальнейших испытаний.
Минералогические анализы должны обеспечить всю последующую информацию как можно полнее:
присутствующие ценные и породные минералы;
размер частиц и интервал размеров ценных минералов и основные ассоциированные минералы;
крупность раскрытая и доля раскрытых ценных минералов от ассоциированных для каждой фракции крупности;
типы ассоцна以нн минералов среди ценных минералов и важных породных компонентов;
влияние вредных примесей на качество конечного продукта, его товарную ценность.
Для определения примесей необходимо провести оптические минералогические анализы, а также локальный рентгеноспектральный анализ концентратов или тяжелых фракций. Анализ изображения выбранного керна или кусочков дробленого образца также должен обеспечить неоценимую информацию для обоснования испытаний в тяжелых жидкостях фракций крупности и формулирования программы испытаний.
Анализы в тяжелых жидкостях каждой фракции крупности используют для построения кривых обогатимости, сходных с такими же для анализа угля. Эти кривые показывают способность руды к переработке гравитационными процессами [1, 18J.
Пробоотбор, Отбор проб и оценка аллювиальных месторождений золота, олова и т. д. в основном требуют значительно больших образцов из многих шурфов и траншей, приложенных на месторождении. Это принципиально из-за низкого качества руд и их гетерогенности. Первичное обогащение этих образцов из каждого шурфа или траншеи проводится на месте с использованием мобильных или передвижных обогатительных устройств, чаш или лотков, или в последнее время лабораторных столов Мозли. Основная масса минерального концентрата анализируется и перерабатывается далее, если необходимо, в центральной лаборатории.
Необходимо отметить, что в процессах гравитационной сепарации, используемых для оценки аллювиальных месторождений, определяется только извлекаемый ценный компонент, который необязательно является всем ценным компонентом. При переработке на драге или мобильной промывочной установке извлекается не более 100% ^извлекаемых ценных компонентов».
Опробование жильных месторождений должно быть проведено тщательно совместно с геологами, чтобы обеспечить представительность образ以ов каждого рудного типа и характера внутри месторождения в соответствии с ожидаемым качеством добываемой руды. Расположение и состав всех образцов должен быть точно отмечен.
Лабораторные испытания имеют ограниченное значение из- за трудностей подготовки питания, особенно в маленьком масштабе, контроля процесса, выбора и поддержания хороших условий обработки. Производители оборудования могут, однако, проектировать оборудование промышленного размера, 218
исходя из требований к лабораторным и малым установкам, основываясь на их интенсивных испытаниях [7, 10].
Пилотные испытания. Полные пилотные установки не являются общим правилом по многим причинам, в том числе из- за высокой производительности промышленного оборудования. Оборудование для пилотных испытаний, включая дробление, подготовку и переработку материалов, располагается около рудника, если превалирует одно или более из следующих условий:
месторождение низкокачественное или комплексное, а результаты испытаний минимально рентабельны или неубедительны;
месторождение большое и предусматриваются процессы высокой производительности;
месторождение далеко расположено и транспортировка больших проб трудна или дорога;
оборудование производится или может быть арендовано на месте;
оборудование позднее может быть использовано на полномасштабной фабрике или для дальнейших испытательных работ.
Необходимо сравнение альтернативного оборудования в местных условиях или для демонстрации финансистам и управляющим. Важным является обучение обслуживающего персонала и подтверждение металлургических характеристик в местных условиях.
Общее. Полагается важным, что ближе к концу технологической программы испытаний и перед тем, как начнется окончательное проектирование фабрики, должна быть сделана независимая оценка всех технических, природоохранных и экономических аспектов проекта. Она должна учитывать местные условия, потребности в воде и энергии, утилизацию хвостов, а также все данные испытаний. Требования потребителя или металлургического предприятия и ценность продукта, методы ведения горных работ и их влияние на качество перерабатываемой руды должны быть также учтены для оценки общей жизнеспособности проекта.
Исследователи, совершенствующие процесс, несут ответственность за испытания всех альтернативных процессов, их комбинации и оценку этих результатов. Это гарантирует использование лучшего процесса или комбинации процессов. Необходимо избегать любого пристрастия или предубеждения к частностям системы переработки.
Использование микроЭВМ с подходящей программой может быть неоценимо для сравнения экономики альтернативных процессов и технологических схем и в определении влияния критических аспектов переработки (качество руды, извле-
чение, крупность измельчения, производительность н т. д.) на капитальные и эксплуатационные расходы, а также на прибыльность.
Основные требования для эффективного проектирования и управления гравитационными фабриками. Выше были рассмотрены различные гравитационные процессы, а также интервалы крупности частиц, пригодные для каждого из них, и испытания образцов для определения пригодности того или иного гравитационного процесса для переработки руды. Для эффективного перевода данных испытаний в проект полномасштабной фабрики, которая должна работать гладко и давать такие же результаты, как и в опытных работах, требуется рассмотреть значительное число факторов и особенностей, оказывающих влияние на капитальные и эксплуатационные затраты, а также на качество концентрата и конечных продуктов.
Принципиальные проектные соображения. Наиболее важные из этих факторов следующие:
усреднение питания фабрики для обеспечения, насколько возможно, постоянного качества и металлургических характеристик перерабатываемой руды;
стадиальное дробление руды до крупности 100% класса ——6 мм для уменьшения переизмельчения в I стадии измельчения;
стадиальное измельчение для уменьшения переизмельчения и ошламования хрупких минералов;
удаление мелких классов перед I стадией измельчения для уменьшения ошламования;
выбор параметров мельницы (размеры, частота вращения, профиль футеровки и шаровой загрузки) для уменьшения ошламования;
удаление раскрытых или близких к этому ценных тяжелых минералов перед первичным измельчением для уменьшения переизмельчения;
включение переливных емкостей между основным оборудованием для контроля объемов и плотности пульпы в каждом последующем процессе (переливные механические классификаторы, емкости-мешалки и сгустители);
применение хороших пульподелителей для подачи питания на параллельно установленное оборудование (винтовые сепараторы и концентрационные столы);
эффективная подготовка питания перед каждым процессом для обеспечения точных и постоянных потоков, плотности пульпы, интервала крупности частиц и т. д.; обесшламливание или промывка питания;
удаление ценных минералов и пустой породы на возможно более ранних стадиях и при возможно больших размерах частиц;
использование вибрационных мельниц вместо шаровых для лучшего контроля крупности промпродуктов;
обеспечение постоянной подачи воды в начало процесса, особенно для отсадочных машин, гидравлических классификаторов и концентрационных столов; вода должна быть чистой, без твердой фазы, органических или других частиц;
обеспечение работы отдельных циклов для переработки промпродуктов без возврата в начало секции, как это происходит на практике. Это важно для больших фабрик и где пром- продукты труднообогатимы или имеют характер, отличный от питания;
использование оборудования самой большой производительности по питанию для уменьшения капитальных и эксплуатационных затрат (меньше насосов, циклонов, распределителей питания и т. д.);
минимизация процессов перекачки для снижения потребления энергии и эксплуатационных расходов, а также абразивного износа и разрушения хрупких минералов. По возможности должен быть использован самотек, особенно для песковой пульпы, но с адекватными желобами или наклонным трубопроводом;
максимальное использование модульных конструкций оборудования для уменьшения затрат на установку и время сборки;
обеспечение максимальной защиты против воровства концентратов ценных минералов, особенно золота, олова, вольфрама;
гибкость проекта для модификации технологической схемы и потоков пульпы для того, чтобы справиться с колебаниями состава питания;
обеспечение пространства для будущего увеличения производительности или установки дополнительного оборудования;
включение адекватных зумпфов и насосов для сбора переливов и возврата их в систему в случае отсутствия энергии или нарушения процесса;
обеспечение тесной взаимосвязи и целостности развития процессов и проектирования металлургами и инженерами для гарантии эффективного перехода от данных испытаний и информации к проекту фабрики и плану. Аналогичное тесное взаимодействие очень важно между геологами, горными инженерами и т. д. относительно проб для испытаний, качества и типов добываемой руды и т. д.;
хорошее и своевременное обучение обслуживающего персонала проектируемой фабрики и операторов, чтобы обеспечить правильное управление фабрикой при полной производительности настолько быстро, насколько это возможно после завершения строительства;
для обучения обслуживающего персонала можно выбрать кого-то из персонала, сооружавшего предприятие или занимавшегося другими работами;
обеспечение ограниченного, но существенного улучшения инструментов и систем контроля процесса для эффективного контроля ключевых моментов технологической схемы фабрики, таких как скорость подачи питания, воды, плотности пульпы и скорости потоков, а также анализов на потоке, по крайней мере, для окончательных хвостов и, возможно, для потоков критических промпродуктов. Доступ ко всем потокам процесса для отбора проб и установления автоматических пробоотборников;
должен быть обоснован твердый и согласованный график для проектирования, конструирования и начала работы фабрики, скоординированный с развитием рудника, инфраструктуры и обслуживания;
включение малого фабричного контроля и испытательной лаборатории с подходящим циклом пробоподготовки и анализа;
обеспечение соответствующей охраны труда рабочих и хорошей рабочей атмосферы для всего персонала.
Многие из этих и других пунктов рассмотрены в работах [19, 20J.
Особенности проектирования. Смешивание и перемешивание руды на руднике обычно затруднено и непрактично. Колебания качества руды визуально распознаются не так быстро, чтобы не влиять на процессы и показатели работы фабрики. Персонал рудника заинтересован в обеспечении ежедневной, еженедельной или ежемесячной подаче руды только определенного качества.
Тесная кооперация и взаимосвязь между рудником и управляющими фабрикой обычно помогает преодолевать многие из этих проблем. В некоторых случаях лабораторные испытания и минералогические анализы образцов руды из областей развития горных работ могут быть проведены перед ее добычей. Регулирование на фабрике может затем быть проведено в короткое время.
Некоторая степень перемешивания может быть достигнута на фабрике путем использования значительного числа бункеров для тонкой руды с цикличной подачей питания. Для более крупных фабрик и (или) при значительных колебаниях состава руды необходимы усредняющие склады.
При вязкой или влажной руде дробление до ——6 мм позволит использовать более мелкие шары в мельнице I стадии измельчения и таким образом уменьшить переизмельчение.
Выведение шламов путем мокрого грохочения питания мельницы предпочтительнее циклонов или классификаторов, 222
так как тяжелые тонкие минералы будут поступать в пески классификатора и затем в мельницу.
Использование коротких шаровых мельниц, вращающихся с низкой частотой и имеющих разгрузку через решетку, вызывает меньшее переизмельчение, чем использование стержневых мельниц для I стадии измельчения, но при тщательном подборе шаровой загрузки и профиля футеровки.
Для подготовки питания для различных гравитационных процессов следует учитывать следующие особенности:
тяжелосредные сепараторы требуют хорошо классифицированного дренированного питания для обеспечения соответственно минимального количества шламов и сухого питания сепаратора;
отсадочные машины требуют эффективного мокрого грохочения для обеспечения минимального содержания шламов, а также постоянной подачи чистой воды в начало процесса;
концентрационные столы требуют гидравлически классифицированного питания с постоянным содержанием твердого (20—25%), подаваемого через выходные отверстия с постоянным напором чистой воды;
конуса Райхерта и винтовые сепараторы требуют хорошо обесшламленного питания без надрешетного продукта с постоянным содержанием твердого (около 60——65% для конусов и 50—55% для винтовых сепараторов);
концентрационные столы Б а р тл ез-Мозли и Кроссбелт требуют отсутствия надрешетного продукта в питании, хорошего обесшламливания и постоянных плотности пульпы и скорости потоков;
промежуточные емкости между отдельны- м и про цесс а м и вводятся для удаления избыточной воды и контроля содержания твердого и расхода пульпы для следующих секций. Это позволяет каждой секции фабрики работать при оптимальных или близких к оптимальным условиям;
чистая вода необходима, чтобы линии подачи воды, клапаны, распылительные трубки для орошения поверхностей грохочения, не забивались. Нередко операторы фабрики^с недостаточной или неполной подготовкой приводят в。 действие фабрику просто для того, чтобы избежать просыпей или забивания.
Некоторые причины плохих показателей работы фабрики； На старых фабриках и на многих более новых наличие одной или более проектных ошибок часто является причиной плохих показателей работы, особенно извлечения. Это одна из принципиальных причин плохого мнения, поддерживаемого многими металлургами и управляющими, о всех гравитационных фабриках. Другие причины могут включать:
плохие испытания и оценку;
испытания непредставительных образцов руды;
использование устаревшего оборудования (наклонных чанов, круглых столов, шлюзов и др.), которое неэффективно;
изменения в характеристиках руды (более твердая, более тонкая минерализация, больше пирита или хуже качество).
Во многих случаях руды становятся более сложными и требуют новых процессов переработки. Испытания, оценка их результатов могут быть сделаны неадекватно и некорректно.
Из-за понижения цен на металлы особенно важно оценить каждую старую фабрику, а также и более новые, характеристики которых не подают надежд. Сокращение эксплуатационных расходов и улучшение технологических показателей могут сделать многие из них более прибыльными при очень скромных вложениях.
Хороший первоначальный проект, однако, позволяет избежать дорогих усовершенствований, отходов из месторождений и отрицательных денежных потоков.
Анализы технологической схемы и результатов работы оловянной фабрики. Схема переработки комплексной труднообога- тимой оловянной руды показана на рис. 1; технологические данные для принципиальных потоков и продуктов, обозначенных буквами от А до Z, приведены в табл. 2.
Эта схема и данные использованы для иллюстрации многих аспектов, возникающих при переработке оловянных и других руд. Руда содержит преимущественно тонкозернистый касситерит, ассоциированный с породными минералами, пиритом и железными оксидами. Идентифицированы хорошие и плохие стороны проекта и даны предложения возможных улучшений схемы и систем переработки. Это может увеличить общее извлечение олова и обеспечить лучший контроль процесса и фабричные процессы, что дает в результате большую производительность, более низкие расходы и большую прибыль.
Аналогичные руды встречаются в Боливии, Австралии, к ним относятся и корнуольские оловянные.
Необходимо отметить, что необходимо много больше дополнительной информации, особенно по распределению по крупности, фракционному анализу и извлечению оловянных минералов, а также минеральному составу, чтобы определить значительны или нет предлагаемые изменения и дополнения в технологической схеме и на фабрике. Значительный объем испытательных работ и оценка данных требуются для определения технических и экономических достоинств каждого по отдельности и общего изменений. Эта информация также требуется для финансирования и осуществления усовершенствований, если экономические достоинства их доказаны.
Положительные особенности проекта:
результаты работы оловянной фабрики
Обозначение продукта
Продукты
Выход, %
Содержание Sn, %
Извлечение Sn, %
с
Питание мельницы концентрат отсадки Измельченная руда —2 мм Слив гндроциклона (шламовые хвосты)
100
4,50 95,50 11
0,98 2,21 0,92 0,70
100
10,14
89,86
7,86
Питание столов: крупное
31,52
38,41
35,40
32,17
мелкое
14,57
14,43
Крупное питание столов
Мелкий концентрат столов 2
2,03 2,42 0,42 4,54
24,95
5,66
6,67
1,15
6,36
23,38
Мелкий концентрат столов 1
Крупные хвосты столов 2
Крупные хвосты столов 1
Мелкие хвосты: столов 2 столов 1
4,24
31,75
1,15 Q,63
5,02
20,48
0,64
2,59
1,68
столов 1
13,51
0,84
11,60
Смешанные хвосты стопов
79,63
0,84
68,52
Смешанный концентрат сто-
9,37
2,47
23,62
лов
Сульфидный концентрат I
7,96
0,44
0,37
3,54 12,13 20,08 37,08
6,52
Сульфидный концентрат 11
32,12
Сульфидные хвосты I
Концентрат флотации олова
1,41
4,87
13,88
7,40
Слив гидроциклонов ДОИЗ-
13,27
Q,47
X
мсльчения
Сульфидные хвосты II (шла-
2,60
0,75
2,01
У
мы)
Хвосты флотации олова
26,77
0,39
IQ,78
Z
Хвосты перечистки магнит- ной фракции на столах
3,39
2,68
1,13
3,84
47,33
ии
Немагнитная фракция
17,70
VV
Магнитная фракция
3,60
2,73
9,83
IFF
Концентрат перечистки магнитной фракции на стонах
0,21
0,76
28,50
5,99
XX
Высококачественный оловянный концентрат
57,7
4,43
43,89
9,43
2,13
УУ
Низкокачественный оловян-
ZZ
ный концентрат Отвальные хвосты
97,11
0,48
46,68
На сулыридную [рлотацинзНа сулыридную [рлотацинзРис. 2. Схема цепи аппаратов цикла до- измельчения первичного гравитационнсго концентрата:/ — обезвоживающий классификатор; 2 — сгуститель; 3 — насос; 4 — шаровая мельница доиз- исльчания； 5 — циклонРис. 2. Схема цепи аппаратов цикла до- измельчения первичного гравитационнсго концентрата:/ — обезвоживающий классификатор; 2 — сгуститель; 3 — насос; 4 — шаровая мельница доиз- исльчания； 5 — циклон
На сулыридную [рлотацинз
На сулыридную [рлотацинз
Рис. 2. Схема цепи аппаратов цикла до- измельчения первичного гравитационнсго концентрата:
/ — обезвоживающий классификатор; 2 — сгуститель; 3 — насос; 4 — шаровая мельница доиз- исльчания； 5 — циклон
Рис. 2. Схема цепи аппаратов цикла до- измельчения первичного гравитационнсго концентрата:
/ — обезвоживающий классификатор; 2 — сгуститель; 3 — насос; 4 — шаровая мельница доиз- исльчания； 5 — циклон
дробление руды перед измельчением до 100% класса —6 мм;
первичное измельчение руды в две стадии по существу до 100% класса —59 мм с удалением класса —0,05 мм мокрым грохочением перед измельчением в стержневой мельнице. Отсадочная машина снимает раскрытый или близкий к этому материал после измельчения в шаровой мельнице; мокрое грохо- чение хвостов отсадки для удаления материала крупностью —6,68 мм из питания шаровой мельницы. Эти этапы должны существенно помочь предотвращению переизмельчения и ошла- мования касситерита;
гидравлическая классификация комбинированного продукта крупностью —0,05 и —0,59 мм из цикла измельчения перед обогащением на столах для повышения их эффективности;
разделение в гидроциклоне слива гидравлического классификатора для обеспечения стабильного объема потока и плотности питания «шламовых» столов;
двухстадиальное обогащение на концентрационных столах для максимального извлечения олова в низкокачественный продукт для дальнейшей переработки;
доизмельчение объединенного концентрата отсадки и обогащение на столах для дальнейшей переработки вторичных пром- продуктов .столов и хвостовых продуктов перед двухстадиальной флотацией сульфидов и последующая флотация олова из обесшламленного питания.
Отрицательные особенности проектов:
нет промежуточной емкости перед мельницей доизмельчения первичного концентрата для контроля потока твердого и плотности питания для этой шаровой мельницы. Нет информации о системе смешивания и подачи руды;
не предусмотрено удаление тонких классов перед мельницей доизмельчения концентрата для минимизации переизмельчения
Рис. 3. Схема цепи аппаратов цикла доизмельче- ния промпродуктов обогащения на столах:/ — обезвоживающий классификатор; 2 — сгуститель;3 ——насос ; 4 — циклоны; 5 — шаровая мельница： / — альтернативный потокРис. 3. Схема цепи аппаратов цикла доизмельче- ния промпродуктов обогащения на столах:/ — обезвоживающий классификатор; 2 — сгуститель;3 ——насос ; 4 — циклоны; 5 — шаровая мельница： / — альтернативный потокможет быть почти раскрыт. Описанная для преодоления или минимизации этихможет быть почти раскрыт. Описанная для преодоления или минимизации этихкасситерита, который схема дана на рис. 2 проблем;
Рис. 3. Схема цепи аппаратов цикла доизмельче- ния промпродуктов обогащения на столах:
/ — обезвоживающий классификатор; 2 — сгуститель;
3 ——насос ; 4 — циклоны; 5 — шаровая мельница： / — альтернативный поток
Рис. 3. Схема цепи аппаратов цикла доизмельче- ния промпродуктов обогащения на столах:
/ — обезвоживающий классификатор; 2 — сгуститель;
3 ——насос ; 4 — циклоны; 5 — шаровая мельница： / — альтернативный поток
может быть почти раскрыт. Описанная для преодоления или минимизации этих
может быть почти раскрыт. Описанная для преодоления или минимизации этих
аналогично для цикла доизмельчения промпродуктов и хвостов концентрационных столов. Диаграмма потоков, приведенная на рис. 3, может помочь преодолеть эти трудности;
утилизация сливов гидроциклонов (шламов) из цикла доизмельчения промпродуктов-хвостов столов без попытки извлечь олово, содержащееся в этих шламах [10]. Это, может быть, конечно, вредно для эффективного удаления сульфидов из этого продукта и минимальными потерями олова;
предусмотрена переработка других шламовых продуктов (Q — слив циклона цикла первичного измельчения и X — шламовое питание флотации олова). Многостадиальная обработка в гидроциклонах может помочь в уменьшении этих потерь с понижением крупности. Перемешивание оловянного флотационного концентрата (V — 7,4% Sn, составляющего 37,1 % общего олова в 4,87% от массы руды) с гравитационным концентратом после удаления сульфидов. Эти продукты лучше перерабатывать отдельно высокоинтенсивной магнитной сепарацией из-за разницы в крупности и составе;
не предусмотрена переработка сульфидного концентрата (S и Т) для извлечения некоторой части олова, содержащегося в сульфидном концентрате II. Этот более тонкий продукт содержит намного больше олова, чем сульфидный концентрат I;
нет промежуточных емкостей (емкостей с перемешиванием) для объединения гравитационного и флотационного оловянных концентратов для лучшего контроля подачи концентратов в цикл перечистки в высокоинтенсивный магнитный сепаратор;
не предусмотрена сепарация окончательных хвостовых продуктов цикла первичной концентрации на столах, что по воз- можности должно существенно снизить число промпродуктов, направляемых на доизмельчение, и, следовательно, стоимость переработки, а также капитальные вложения;
мельница доизмельчения промпродуктов работает в открытом цикле с выдачей продукта, содержащего 80% класса
—0,053 мм. В результате получается плохо отсортированный продукт и наблюдается переизмельчение с получением большего количества шламов. Применение вибрационной шаровой мельницы, контролирующей расход энергии, предпочтительнее;
желательно перерабатывать отдельно немагнитный продукт II стадии магнитной сепарации (концентрат перечистки), обеспечивающий существенное количество и качество оловянного продукта. То же относится и к магнитному продукту II стадии магнитной сепарации из немагнитной фракции.
Основные комментарии 〃 разъяснения. Технологические показатели, приведенные в табл. 2, показывают общее извлечение олова только 53,3%, основная часть которого содержится в низкокачественном флотационном концентрате (7,4% Sn). В высококачественный окончательный концентрат (57,7% Sn) переходит около 44% общего олова, а в низкокачественный (4,43% Sn)— более 9,4%.
Маловероятно, чтобы низкокачественный окончательный концентрат был продан с прибылью, если фабрика не расположена близко от перерабатывающих мощностей, как, например, плавильный завод Кивцет в Потоси (Боливия).
Технологические показатели ясно указывают на труднообо- гатимый характер руды, но не дают информации относительно природы или причин низкого извлечения или трудностей разделения для получения высококачественных товарных продуктов. Эти данные также важны для формирования программы лабораторных и промышленных работ.
Извлечение олова флотацией из измельченных промпродук- тов столов после обесшламливания и удаления сульфидов высоко (около 85% от олова во флотационном питании), но качество концентрата (7,4% Sn) низкое. Это может быть объяснено высоким содержанием оксидов железа и (или) неполным раскрытием. Около 11 % общего олова теряется во флотационных хвостах. Маловероятно, чтобы получение гравитационного концентрата на сепараторах Бартлез-Мозли, GEC или Кроссбелт могло улучшить эти результаты. Это должно быть исследовано и сделаны сравнения металлургических характеристик, затрат, природоохранных аспектов и т. д.
Здесь следует рассмотреть две другие системы обработки: предварительная обработка сочетанием реагентов перед флотацией олова, как это используется на «Уил Джейн» [14, 21]. Эта предварительная обработка может уменьшить число операций обесшламливания перед флотацией, а также повысить качество концентрата и возможно извлечение;
окончательный флотационный оловянный концентрат (перед или после высокоинтенсивной магнитной сепарации) может быть улучшен при использовании шламовых сепараторов, таких как Бартлез-Мозли и Кроссбелт.
Распределение потерь олова в хвостах, %
Распределение Sn
Обозначение
Продукты
Виход
Содержание
Руда
Хвосты
продукта
Шламы (слив гидроциклонов)
11
0,70
7,86
16,18
Сульфидный концентрат I
7,96
0,44
3,54
7,6
Сульфидный концентрат II
32,12
0,37
12,13
26
Шламы цикла доизмельчеппя (слив гидроциклонов)
13,27
0,47
6,52
14
Сульфидные хвосты II (шламы)
2,60
Q,75
2,QI
4,3
Хвосты флотации олова
26,77
Q,39
10,78
23,1
Хвосты дообогащения на столах магнитной фракции
3,39
1,13
3,84
8,2
Всего
97,11
Q,48
46,68
100
Распределение общих потерь в хвостах приведено в табл. 3.
Видно, что три основных источника потерь олова — продукты Т, Y и Df в общем составляющие почти 31 % олова от руды (около 3 кг олова на 1 т руды). Даже при текущих пониженных ценах на олово (около 6 тыс, фунтов стерлингов за 1 т) эти потери составляют 18 фунтов стерлингов/т руды. Для фабрики производительностью 500 т/сут, работающей 300 дней в году, эти потери составляют 2,7 млн. фунтов стерлингов. Была сделана попытка модифицировать и улучшить характеристики фабрики, увеличив извлечение и снизив на 50% эти потери, в результате чего получен дополнительный доход приблизитель^ но 1 млн. т фунтов стерлингов/год с учетом расходов на переработку, шихту плавильной печи и транспортировку.
Потенциальная прибыль даже при сегодняшних пониженных ценах на олово может оправдать отбор проб и испытания для определения технических и экономических возможностей.
Наблюдается растущая и естественная тенденция использовать комбинацию различных процессов для переработки руд, особенно гравитационных и флотационных. Это в основном происходит из-за комплексности руд, характера их тонкой вкрапленности и технологических достижений для преодоления этого.
Многие фабрики, перерабатывающие руды, которые первоначально имели полностью гравитационную схему, затем были модифицированы для использования флотации и других процессов, например, фабрики Китая [22]. Это обусловлено также требованиями потребителей к высококачественным или более чистым концентратам с низким содержанием вредных примесей.
На многих других фабриках современные гравитационное оборудование и процессы заменили более старые и менее эффективные [23, 24].
Контрольно-измерительная аппаратура (в частности, анализаторы в потоке) и контроль процессов на фабриках внедряются медленно. Фабрика «Уил Джейн» ——хороший пример того, как анализы в потоке улучшают эффективность и экономику процессов на фибрике [25].
Область, где достижений недостаточно, — это разукрупнение с обеспечением раскрытия ценных минералов от породных и минимальным получением тонких классов и шламов из тяжелых хрупких окисленных минералов, таких как касситерит и вольфрамит. Необходимо проведение исследований в области сочетания измельчения с системами гравитационного обогащения. Использование реагентов для уменьшения вязкости, улучшения диспергирования и смачивания минеральных пульп, особенно в измельчении, тяжелосредной сепарации и сепарации тонких частиц, может также повысить результаты.
Список литературы
Burt, R. О. and Mills, С., Gravity Concentration Technology, Elsevier, 1984.
Wills, B. A., Gravity Concentration Part 1. Mining Magazine, Oct. 1984.
Gochin, R. md Smith, M. R., Dense Medium Separation. Mining Magazine, Dec. 1983.
Anon., Gravity Concentration Part 2: Equipment. Mining Magazine, Oct. 1984.
. Anon., Mineral Jigs: Their Use, Advantages, Operation and Variations in Equipment. Consolidated Placer Dredging Inc., 1983.
Ruff, H.，，New Developments in Dynamic Dense Medium Systems. Mine and Quarry Engineering, December, 1984.
Mineral Deposits Ltd., Technical literature on gravity equipment, 1986.
Yunnan Tin Corporation, Technical leaflet (Barties).
Burt, R. 0. and Mills, C., Gravity Concentration — Still Alive and Doing Well. CIM Bulletin, November 1985.
Player, G. D, Operation and Application of Fine Gravity Concentration Equipment. Mineral Processing and Extractive Metallurgy, I MM, 1984.
Anon., New Gravity Concentrator for Gold. CIM Bulletin. April, 1983.
Venter, W. /. C. and Taylor, B. R., The Introduction of High Tonnage Gravity Separation Equipment to Recover Base Metal Minerals Ahead of Flotation. Proceedings 12th CMMI Conogress. South Africa. IMM, 1982.
Moncrieff, G. 4, and Lewis, P. /., Treatment of Tin Ores. Trans. IMM, Vol. 86, 1977.
Hobba, W. J., Metallurgical Operations at Wheal Jane Tin Mine,
Cornwall, England. Mineral Processing and Extractive Metallurgy, IMM, 1984.
Anon., Argyle Diamond Mine. Mining Magazine, November 1985.
Mills, C., Process Design, Scale Up and Plant Design for Gravity Concentration. Chapter 18, Mineral Processing Plant Design. SME/AIME, 1978.
McDonald, £. H., Manual of Beach Mining Practices, Exploration and Evaluation. Department of External Affairs, Canberra, Australia.
Mills, C., Mineralogy and Heavy Liquid Analyses in Gravity Separation. Symposium on Gravity Separation Technology. Reno, Nevada, 1978.
Terrill,丄 /. and Villar, /. B., Elements of High Capacity Gravity Separation. CIM Bulletin. May, 1975.
Ottley, D. /., Technical Economic and Other Factors in the Gravity Concentration of Tin Tungsten Columbium and Tantalum Ores. Minerals Science Engineering. April, 1979.
Lepetic, V. M.f Cassiterite Flotation: A Review. SME Annual Meeting, New Orleans, U. S. A. March 1986.
Cai Yong Fa, The Development of China's Tungsten Industry. Tungsten 1985: Third International Tungsten Symposium Madrid, 1985. MPR Publishing Services Ltd., Shrewsbury, England.
Robinson, С. M and Ferree, T. /., Fine Gold Recovery Using Reichert Technology. Fifth Annual Conference on Alaska Placer Mining, Mar. 1985.
Woodsend, 4, Dredging for Gold in the Yukon. Mining Magazine, Aug. 1984.
Wells, A. P, On Stream Analysis at Wheal Jane, Mining Magazine Feb. 1983.
ДОСТИЖЕНИЯ в РАЗДЕЛЕНИИ ТВЕРДОЙИ ЖИДКОЙ ФАЗЫ
Л. А. Адорьян, Технический университет НовойШотландии, Канада
Введение. Затраты на разделение твердой и жидкой фаз составляют существенную долю общих капитальных и эксплуатационных затрат на современных обогатительных фабриках. Потоки материалов в процессах обычно содержат 80—94% воды (по объему) и, таким образом, крупные обогатительные фабрики потребляют 0,25 млн. м3 ежедневно. Большую часть воды удаляют и направляют обратно на фабрику. Некоторая часть воды всегда теряется с продуктами, так что рециркуляция 70——80% воды реальная. В настоящее время стремятся возвратить как можно большее количество воды, что часто требует сгущения хвостов перед складированием в хвостовых прудах, где фильтрация и испарение уменьшают объем воды, пригодной для повторного использования.
Процессы разделения твердой и жидкой фаз
Жидкость, содержащая свободные частицыЖидкость, содержащая свободные частицыТвердая фаза, содержащая свободнуюжидкостьТвердая фаза, содержащая свободнуюжидкость
Жидкость, содержащая свободные частицы
Жидкость, содержащая свободные частицы
Твердая фаза, содержащая свободнуюжидкость
Твердая фаза, содержащая свободнуюжидкость
Гравитационная седиментацияГравитационная седиментацияЦентробежная седиментацияЦентробежная седиментацияСгустители, осветлителиСгустители, осветлителиСтационарные устройстваСтационарные устройстваВращающиеся устройстваВращающиеся устройстваГидроциклоныГидроциклоныЦентрифуги с твердымроюромЦентрифуги с твердымроюромФлотацияДиспергированнымвоздухом;раствореннымвоздухом；злектрофлотацияФлотацияДиспергированнымвоздухом;раствореннымвоздухом；злектрофлотацияВакуумное фильтрование непрерывноеВакуумное фильтрование непрерывноеПресс-фильтрованиепериодическоеПресс-фильтрованиепериодическоеЦентробежное Обезвоживающие фильтрование грохотаЦентробежное Обезвоживающие фильтрование грохотащиесл Пан Ленточныещиесл Пан ЛенточныеЭлектрофоретическое обезвоживаниеЭлектрофоретическое обезвоживаниеБарабанные Дисковые ЛенточныеБарабанные Дисковые ЛенточныеТрубные пресс- фильтрыТрубные пресс- фильтрыФнльтр-прессы с диафрагмой или безФнльтр-прессы с диафрагмой или безпресс-филь трыпресс-филь трыI Сгацио- Осадитель- нарные ные, корзи-[ ночные Дубовые центрифугиI Сгацио- Осадитель- нарные ные, корзи-[ ночные Дубовые центрифугиВибрационныеВибрационныеСИТЭСИТЭЗлектрофйлырЗлектрофйлыр
Гравитационная седиментация
Гравитационная седиментация
Центробежная седиментация
Центробежная седиментация
Сгустители, осветлители
Сгустители, осветлители
Стационарные устройства
Стационарные устройства
Вращающиеся устройства
Вращающиеся устройства
Гидроциклоны
Гидроциклоны
Центрифуги с твердымроюром
Центрифуги с твердымроюром
Флотация
Диспергированнымвоздухом;
раствореннымвоздухом；злектрофлотация
Флотация
Диспергированнымвоздухом;
раствореннымвоздухом；злектрофлотация
Вакуумное фильтрование непрерывное
Вакуумное фильтрование непрерывное
Пресс-фильтрованиепериодическое
Пресс-фильтрованиепериодическое
Центробежное Обезвоживающие фильтрование грохота
Центробежное Обезвоживающие фильтрование грохота
щиесл Пан Ленточные
щиесл Пан Ленточные
Электрофоретическое обезвоживание
Электрофоретическое обезвоживание
Барабанные Дисковые Ленточные
Барабанные Дисковые Ленточные
Трубные пресс- фильтры
Трубные пресс- фильтры
Фнльтр-прессы с диафрагмой или без
Фнльтр-прессы с диафрагмой или без
пресс-филь тры
пресс-филь тры
I Сгацио- Осадитель- нарные ные, корзи-[ ночные Дубовые центрифуги
I Сгацио- Осадитель- нарные ные, корзи-[ ночные Дубовые центрифуги
Вибрационные
Вибрационные
СИТЭ
СИТЭ
Злектрофйлыр
Злектрофйлыр
Рис. I. КлассификацияРис. I. Классификацияметодов разделения твердой и жидкой фаз
Рис. I. Классификация
Рис. I. Классификация
Важность разделения твердой и жидкой фаз возрастает по следующим причинам:
качество добываемой руды постоянно снижается, в результате чего необходимы переработка и обезвоживание больших количеств хвостов；
руды более низкого качества нуждаются в более гонком измельчении и более дорогих процессах обезвоживания;
инструкции по охране окружающей среды требуют предотвращения сброса загрязненных технологических вод. При регенерации воды для разделения твердой и жидкой фаз используют химические или электрохимические методы очистки.
Классификация методов разделения твердой и жидкой фаз показана на рис. 1. Охватим фундаментальные принципы и обсудим наиболее важные методы разделения твердой и жидкой фаз. Исчерпывающий обзор сепарации твердой и жидкой фаз приведен в работах [1, 2].
Гравитационное осаждение. Отдельные частицы 〃 диспергированные суспензии. Седиментация—■ движение частиц в жидкости под влиянием сил поля, таких как гравитационные или центробежные. Для понимания поведения седиментационной системы необходимо рассмотреть структуру системы и силы, действующие между частицами. Силы, действующие на части-
а см/са см/сРис. 2. Зависимость скорости осаждения кварца и в воде от крупности d частиц:/—4 — объемная концентрация соответственно составляет 0; 10； 30； 50%Рис. 2. Зависимость скорости осаждения кварца и в воде от крупности d частиц:/—4 — объемная концентрация соответственно составляет 0; 10； 30； 50%Рис. 3. Зависимость скорости осаждения V частиц кварца крупностью 100 мкм от концентрации твердого ТРис. 3. Зависимость скорости осаждения V частиц кварца крупностью 100 мкм от концентрации твердого Т
а см/с
а см/с
Рис. 2. Зависимость скорости осаждения кварца и в воде от крупности d частиц:
/—4 — объемная концентрация соответственно составляет 0; 10； 30； 50%
Рис. 2. Зависимость скорости осаждения кварца и в воде от крупности d частиц:
/—4 — объемная концентрация соответственно составляет 0; 10； 30； 50%
Рис. 3. Зависимость скорости осаждения V частиц кварца крупностью 100 мкм от концентрации твердого Т
Рис. 3. Зависимость скорости осаждения V частиц кварца крупностью 100 мкм от концентрации твердого Т
цу, осаждающуюся в жидкости под влиянием гравитации,—— это вес частицы, выталкивающая сила и сила сопротивления жидкости. Инерционные силы обычно незначительны. Три действующие силы определяют скорость каждой частицы, осаждающейся в большом объеме жидкости. На рис. 2 показана скорость осаждения кварцевых частиц в воде в зависимости от размера частицы и объемной концентрации твердого. Очевидно, что скорость седиментации быстро уменьшается с уменьшением размера частиц. Прямая линия (в логарифмических координатах) с градиентом 2 удовлетворяет уравнению Стокса при концентрации твердого, равной нулю. Это уравнение пригодно для потока частиц кварца диаметром до 60 мкм. Часть кривой относится к промежуточной области потока.
При большой концентрации частиц, как в суспензии, сопротивление несжимаемой жидкости становится ощутимым и уменьшает скорость седиментации. Уменьшение скорости седиментации с увеличением концентрации твердого для частиц кварца крупностью 100 мкм показано на рис. 3.
До сих пор предполагалось, что частицы имеют одинаковые размер и плотность. Если суспензия содержит частицы различных размеров и плотности, то при низкой концентрации частицы осаждаются в соответствии со своими индивидуальными скоростями осаждения. Это явление используется при класси-
фикации и анализе гранулометрического состава. При высоких концентрациях твердого более медленно осаждающиеся частицы препятствуют осаждению более быстрых и имеет место относительно небольшое движение, несмотря на широкий интервал плотности. Это можно наблюдать, когда суспензия осаждается с четкой границей раздела фаз.
Коагулированные и флокулированные пульпы. Состояние агрегации твердого — важный фактор, влияющий на седиментационное поведение. В суспензии существуют две противоположно направленные силы; сила притяжения Ван-дер-Ваальса и сила отталкивания двойного электрического слоя. Сила притяжения Ван-дер-Ваальса является короткодействующей, быстро уменьшающейся с расстоянием, но в других отношениях неизменяемой. Отталкивание в двойном электрическом слое до некоторой степени более дальнодействующая сила и может регулироваться введением в суспензию ионов, которые адсорбируются на поверхности частицы и уменьшают электрокинети- ческий потенциал. Более низкий электрокинетический потенциал уменьшает отталкивание, позволяя частицам подходить друг к другу более близко, туда, где преобладают короткодействующие силы Ван-дер-Ваальса, обеспечивая в результате агрегацию частиц.
Таким образом, когда преобладают силы отталкивания, суспензия остается в диспергированном состоянии и частицы суспендированы индивидуально. Наоборот, когда силы отталкивания слабы, частицы собираются вместе и суспензия коагулирует. Способность модифицировать величину сил отталкивания имеет большое значение в мокрой переработке, так как диспергированная пульпа является идеальной для разделения минералов, в то время как скоагулированная пульпа способствует разделению жидкой и твердой фаз.
Флокуляция достигается при различных типах агрегации частиц, при которых молекулы полимеров адсорбируются на частицах путем образования водородных связей, образуя фло- кулы более рыхлые, чем скоагулированные частицы. В то время как флокулы, образованные полимерами, разрушаются при избыточном сдвиге, скоагулированные частицы полностью восстанавливают свое состояние. Большие флокулы, полученные флокуляцией, имеют существенную скорость осаждения, которая способствует седиментации. Но эти флокулы имеют некоторую структурную прочность и таким образом дают больший объем осадков, чем диспергированные или скоагулированные пульпы.
Определение площади сгустителя. Сгуститель ——цилиндрическая емкость с коническим дном, оборудованная центральным загрузочным коробом, периферическим сливным желобом и реечным механизмом для транспортирования осажденных твердых частиц в центральное разгрузочное отверстие (рис. 4).
Рис. 4. Сгуститель с центральным приводом [ 15]：Рис. 4. Сгуститель с центральным приводом [ 15]：7 — сливной желоб; 2 — механизм поднятия рамы； 3 — привод рамы; 4 — поддер/КИ- вающия ферма； 5 — труба или желоб для подачи питания; б — уровень жидкости; 7 — загрузочная воронка; 8 — корпус сгустителя; 9 — выпуск слива; /0 — рама с гребками;11 — выпуск сгущенного продукта; /2 — конический скрепер; 13 — разгрузочный конус7 — сливной желоб; 2 — механизм поднятия рамы； 3 — привод рамы; 4 — поддер/КИ- вающия ферма； 5 — труба или желоб для подачи питания; б — уровень жидкости; 7 — загрузочная воронка; 8 — корпус сгустителя; 9 — выпуск слива; /0 — рама с гребками;11 — выпуск сгущенного продукта; /2 — конический скрепер; 13 — разгрузочный конус
Рис. 4. Сгуститель с центральным приводом [ 15]：
Рис. 4. Сгуститель с центральным приводом [ 15]：
7 — сливной желоб; 2 — механизм поднятия рамы； 3 — привод рамы; 4 — поддер/КИ- вающия ферма； 5 — труба или желоб для подачи питания; б — уровень жидкости; 7 — загрузочная воронка; 8 — корпус сгустителя; 9 — выпуск слива; /0 — рама с гребками;
11 — выпуск сгущенного продукта; /2 — конический скрепер; 13 — разгрузочный конус
7 — сливной желоб; 2 — механизм поднятия рамы； 3 — привод рамы; 4 — поддер/КИ- вающия ферма； 5 — труба или желоб для подачи питания; б — уровень жидкости; 7 — загрузочная воронка; 8 — корпус сгустителя; 9 — выпуск слива; /0 — рама с гребками;
11 — выпуск сгущенного продукта; /2 — конический скрепер; 13 — разгрузочный конус
Требования к размеру сгустителя обычно определяются при лабораторных испытаниях осаждения, проведенных на реальном образце пульпы. В этих испытаниях суспензия первоначальной однородной концентрации осаждается в градуированном цилиндре и отмечается высота границы раздела фаз в зависимости от времени осаждения. Эта информация позволяет предсказать требуемую площадь осаждения для определенного питания и концентрацию нижнего продукта с помощью одного из многих известных методов [3—7]. Приведем обобщающие сведения по размерам сгустителей Тэлмейга и Фитча [8], основанные на теории седиментации Кинча [9].
Кинч предполагает, что скорость и седиментации частиц в суспензии определяется исключительно локальной концентрацией С твердого:
Ю (1)
Считается, что осаждающийся слой постоянной концентрации С движется вверх со скоростью и (рис. 5).
Твердые частицы осаждаются в слой со скоростью u + du и выпадают из слоя со скоростью v. Так как слой имеет постоянную концентрацию твердого, количество твердого, поступающего в слой и выпадающего из него, должно быть одинаково. Следовательно,
⑵⑵(С—dC) At (и + du + 〃) = CAt (и 十 〃)•
⑵
⑵
Рис. 5. Расчет скорости по постоянной концентрации слояРис. 5. Расчет скорости по постоянной концентрации слояРис. 6. Схема седиментации по КинчуРис. 6. Схема седиментации по Кинчу
Рис. 5. Расчет скорости по постоянной концентрации слоя
Рис. 5. Расчет скорости по постоянной концентрации слоя
Рис. 6. Схема седиментации по Кинчу
Рис. 6. Схема седиментации по Кинчу
Решая для 〃 и игнорируя бесконечно малую величину второго порядка, получаем
и = С (du/dC) — v.(3)
Но скорость седиментации есть функция концентрации твердого [см. уравнение (1)]:
〃 = C(df(C)/dC) — f(C)・(4)
Так как концентрация твердого С в слое постоянна, скорость восходящего потока также постоянна. Это показано на графике лабораторного осаждения в виде прямых линий, исходящих из начала координат (рис. 6). Слои с более высокой концентрацией твердого обеспечивают более низкие градиенты, показывающие более низкое развитие скоростей. Постоянство 〃 может быть использовано для определения концентрации твердого в слое. Обозначив "о — первоначальная высота суспензии; Л — поперечное сечение градуированного цилиндра и Со — первоначальная концентрация твердого в суспензии (тонн твердого на кубический метр пульпы), получим общую массу твердого в пульпе СоНоА. Когда слой с любой постоянной концентрацией твердого достигает поверхности раздела пульпа—вода, все твердое в столбе будет проходить через слой, так как слой начинается от дна столба. Предполагая, что концентрация в слое С2 и слой достигает границы раздела за время 厶， то масса твердого, проходящего через этот слой, C^Ati(1*2 + «2)должна быть равна общей массе твердого в колонне, т. е.
C0HbA = C2At2(v2 + u^.(5)
Если 〃2 представляет высоту поверхности раздела за время 厶，Tо
и2= HJt^(6)
Рис. 7. Зависимость высоты "о границыраздела фаз от времени / осаждения
так как восходящее развитие скорости при слое с постоянной концентрацией постоянно (рис. 7).
。2 = СдН0/ (И2 十 U2f2)•。2 = СдН0/ (И2 十 U2f2)•⑺⑺Заменяя и? в уравнении (5) и упрощая, получим
。2 = СдН0/ (И2 十 U2f2)•
。2 = СдН0/ (И2 十 U2f2)•
⑺
⑺
Так как 〃2 = d"/d/ является тангенсом угла наклона (см. рис. 7), можно заметить, что
"2 + 02% = "「(8)
Следовательно,С2 = &"Следовательно,С2 = &"(9)(9)
Следовательно,
С2 = &"
Следовательно,
С2 = &"
(9)
(9)
Уравнение (9) позволяет определить соотношение скорости и концентрации твердого v — f(C) по единственному опыту осаждения. По касательной в данной точке кривой зависимости высоты поверхности раздела от времени седиментации (см. рис. 7), т. е. по тангенсу угла наклона (〃】——〃2)胃2, определяют скорость седиментации, а по соотношению С2 = СоНо/Н1 — соответствующую концентрацию твердого. Серия касательных в различных точках дает ряд значений соотношения скорости и концентрации.
Зная скорость осаждения при различной концентрации твердого, можно определить площадь сгустителя. Предполагается количество твердого в питании Q (т/ч) при концентрации твердого в питании Со (т/м3). Так как слив предполагается только жидким, все твердое будет содержаться в песках при требуемой концентрации твердого в песках С虱(т/м3).
Объем жидкости, вытесненной единицей массы твердого при сгущении от С2 до Си)равен
Ь2=1/С2—1/Си.(10)
Скорость (м3/ч) прохождения жидкости через слой концентрации С2 равна L2Q.
4Q/4 = ■4Q/4 = ■Заменяя L2 из уравнения (10) иЗаменяя L2 из уравнения (10) и(12)(12)CqHqA = СиНиА.Заменяя Си из уравнения (13), С2 из уравнения (9) ставляя U2= (Hi——方2)/%2 в уравнение (12), получаем:CqHqA = СиНиА.Заменяя Си из уравнения (13), С2 из уравнения (9) ставляя U2= (Hi——方2)/%2 в уравнение (12), получаем:(13)(13)иипод-под-一 ％Q 0。一万一/Из подобных треугольников (см. рис. 7)"1 — ”2一 ％Q 0。一万一/Из подобных треугольников (см. рис. 7)"1 — ”2(U)(U)(15)(15)
4Q/4 = ■
4Q/4 = ■
Заменяя L2 из уравнения (10) и
Заменяя L2 из уравнения (10) и
(12)
(12)
CqHqA = СиНиА.
Заменяя Си из уравнения (13), С2 из уравнения (9) ставляя U2= (Hi——方2)/%2 в уравнение (12), получаем:
CqHqA = СиНиА.
Заменяя Си из уравнения (13), С2 из уравнения (9) ставляя U2= (Hi——方2)/%2 в уравнение (12), получаем:
(13)
(13)
и
и
под-
под-
一 ％
Q 0。一万一/
Из подобных треугольников (см. рис. 7)
"1 — ”2
一 ％
Q 0。一万一/
Из подобных треугольников (см. рис. 7)
"1 — ”2
(U)
(U)
(15)
(15)
Рнс. 8. Кривая осаждения с точкойсжатия
Средняя восходящая скорость жидкости L2Q/At, где At — площадь поперечного сечения сгустителя. Эта скорость должна быть меньше, чем скорость осаждения частиц при концентрации твердого С?. Лимитирующее условие
(И) перегруппируй, получаем:
Q '
Но общая масса твердого появляется ниже границы раздела, когда средняя концентрация твердого в пульпе ниже высоты поверхности раздела Ни равна Си, и следовательно,
(16).(16).и требуемая площадь сгущения выражается в виде: 4 = Q^u max/ (Cg%).
(16).
(16).
Максимальное время при требуемой площади сгущения определяется моментом, когда линия нижнего продукта Я3 прерывается кривой высоты поверхности раздела [8]. Этот метод определения 乙 max рекомендуется применять, если кривые разделения не показывают четкого изменения. В соответствии с Тэлмэйгом и Фитчем, когда кривая зависимости высота поверхности раздела — время осаждения имеет четкую точку сжатия, как показано на рис. 8, tu max должно быть определено 238
из пересечения графика тангенса с точкой сжатия с линией нижнего продукта.
Другие методы определения площади сгущения используют график потока твердого (произведение скорости перемещения границы раздела и концентрации твердого) в зависимости от концентрации твердого. Эти методы дают значение площади в зависимости от критической концентрации твердого лучше, чем из скорости критического осаждения, но получаются аналогичные результаты.
Определение глубины сгустителя. Глубина сгустителя может быть определена из объемной скорости потока пульпы и времени сгущения. Этот метод рассматривает сгуститель только как емкость, глубина которой не должна влиять на процесс. Обозначим ps и р — плотность соответственно твердого и жидкости; X — среднее массовое отношение жидкости к твердому; tr ——среднее время пребывания пульпы в сгустителе с известной площадью. Требуемая глубина
迎丄+2L. (17) 4 Ps р
Она обычно мала и измеряется от дна короба подачи питания до верхней части конического дна. Таким образом, дополнительная высота для питания (0,3——1 м), уклон дна (0,3—— 0,6 м) и избыточная емкость (0,3—0,6 м) необходимы.
Уплотнение осадка. В вышеприведенной обработке пульпы идеального поведения предполагается, что пульпа подчиняется закону Кинча, давая постоянную максимальную производительность (см. рис. 6). Скоагулированные и частично сфлокулиро- ванные пульпы не отличаются идеальным поведением, так как деформация флокул включает дополнительные силы, которые не рассматривались Кинчем. Эти силы сжатия не могут быть определены только из лабораторных испытаний осаждения и таким образом необходимо проведение дополнительных испытаний на уплотнение осадка.
Сжатие в любом слое осадка происходит вследствие действия сил со стороны верхних слоев. На определенном уровне пульпы, где начинается уплотнение (этот уровень может быть ниже границы раздела), частицы действуют на нижние слои и таким образом силы взаимодействия между частицами аккумулируются в направлении основания осадка. При статических условиях, которые наблюдаются после завершения процесса уплотнения, эффективный вес твердого выше определенного слоя действует на этот слой. Во время уплотнения осадка силы сжатия действуют на слой меньше, чем при статических условиях, так как часть сил тяжести твердого уравновешивается силами сопротивления жидкости. Давление, присутствующее на определенном уровне, часто называют «твердым давлением»,
Рис. 9. Схема осаждения флокулированной пульпы
так как оно действует на твердое при этом уровне. Термин «давление твердого» возможно был введен Деллом [11], который первый осознал его важность.
По мере того, как первоначальная высота пульпы увеличивается, равновесное статическое давление твердого увеличивается пропорционально основанию осадка. Таким образом, большая толщина создает большее давление на нижние слои осадка и большее сжатие с увеличением концентрации твердого. Из вышесказанного следует, что, если в пульпе присутствуют силы сжатия, то лабораторные испытания осаждения-сжатия, проводящиеся на той же пульпе при различной первоначальной ее высоте, не будут давать аналогичных результатов. Выражаясь более точно: если два опыта проводятся на одной и той же пульпе, в которой происходит сжатие, то графики зависимости начальной высоты пульпы и высоты границы раздела от времени не могут быть идентичны.
Результаты опытов по осаждению сфлокулированной пульпы показаны на рис. 9. В этом примере предполагается, что первоначальная концентрация твердого 10% и что сжатие начинается при 12%. Сфлокулированный осадок имеет отличный предел прочности на сжатие даже при относительно низкой концентрации твердого и таким образом осадок остается более открытым, чем для диспергированных или скоагулированных систем. Сжатие осадка очень важно во сфлокулированных пульпах и имеющееся давление твердого регулирует максимально достижимую концентрацию твердого.
Если первоначальная концентрация твердого находится выше уровня концентрации, при которой начинается сжатие пульпы, то пульпа не будет иметь зоны седиментации, но во всем ее объеме будет наблюдаться сжатие осадка. В этом случае нет постоянной зоны концентрации, все линии постоянной концентрации изогнуты и линия поверхности раздела не является прямой.
Для понимания поведения осаждения и сжатия пульпы должны быть рассмотрены силы, действующие на твердую частицу. Равновесие сил наблюдается для частиц в каждом слое пульпы в любой момент времени. Основные силы в процессе седиментации и сжатия осадка:
I ——движущая сила, являющаяся причиной процесса осаждения. В осаждении под влиянием силы тяжести эта сила равна эффективному весу твердого, представленного в слое пульпы, т. е._.
9s—p)gcA3h,(18)
где р§ ——плотность твердого； р ——плотность жидкости; g — ускорение свободного падения; с ——объемная концентрация твердого; Л ——площадь поперечного сечения; 6Л ——высота пульпы;
II — сила вязкого течения жидкости
^rusA6h,(19)
где 卩一вязкость жидкости; г — удельное сопротивление пульпы; vs — относительная скорость. Это предполагает условия потока, которые доказаны в гравитационном осаждении;
III — силы сжатия осадка
46/1,(20)
где с —— предел прочности на сжатие осадка.
Таким образом
(ps — Р)gc = [irvs—do/dh.(21)
Кроме равновесия сил должно выполняться равенство (21) [12, 13].
Уравнение (21) описывает как процесс седиментации, так и сжатие осадка. Если силой сжатия (——do/d/z) пренебрегают, то равновесие сил описывает только седиментацию. Так как скорость седиментации прямо зависит от удельного сопротивления пульпы, то оно может быть рассчитано из лабораторных испытаний седиментации. Таким образом, теория сжатия осадка основана на равновесии сил и включает теорию Кинча седиментации как специальный случай, когда отсутствуют силы сжатия в пульпе.
В то время как теория Кинча основана на единственной переменной (скорости седиментации), работа сжатия осадка описана здесь с использованием двух переменных (удельного сопротивления и предела прочности на сжатие пульпы), что позволяет дать более точное представление о поведении пульпы.
В вышеприведенных уравнениях удельное сопротивление и предел прочности на сжатие, как предполагается, исключительно зависят от концентрации твердого. Эти два соотношения ха-
力人 IРис. 10. Взаимосвязь между площадью сгу-
Iщения S и глубиной h сгустителя
“ minS
рактеризуют пульпу и могут быть получены из испытаний на сжатие, проведенных на образцах пульпы.
Применение вышеприведенных соотношений для определения размера сгустителя дает реальное средство не только для определения площади, но также и глубины сгустителя. Определенная глубина необходима для уплотнения осадка давлением твердой фазы. Этот подход для определения размеров сгустителя дает интервал диаметров и глубин, из которых можно выбирать (рис. 10).
При абсолютном минимуме площади требуемая глубина приближается к бесконечности, так как в зоне критической концентрации эффективный вес твердого сбалансирован силами жидкого сопротивления. Требуемая глубина быстро уменьшается с увеличением площади сгущения выше абсолютного минимума, но изменение становится отрицательным при дальнейшем увеличении площади. Сочетание оптимальной площади и глубины должно быть выбрано с рассмотрением деталей конструкции и производственных расходов.
Конструкция сгустителя 卫 его работа. Устройства для седиментации и сгущения используют для нескольких различных технологических процессов. Одно важное применение — повторное использование воды, связанное с восстановлением объема пульпы перед перекачкой. В основном сгустители используют для регулирования плотности пульпы при переработке различ- ных минералов (например, сгущение концентрата контрольной флотации перед доизмельчением и сгущение перед фильтрованием. Изредка сгустители применяют в гидрометаллургических операциях для разделения растворенных ценных компонентов от различных остатков выщелачивания (противоточная декантация).
Традиционные сгустители — цилиндрические по форме, имеющие большие диаметры, сравнимые с их высотой. Они оборудованы загрузочной емкостью, сливным желобом, гребковым механизмом, приводным механизмом и необходимым оборудованием для удаления песков. Сгустители классифицируют в соответствии с механизмом действия привода и скреб-
Рис. 11. Сгуститель с поддерживающей колонной [15]:
1 — привод рамы (может быть также оборудован механизмом поднятия рамы; 2 — форма или балка для желоба и пешеходного пути； 3 — сливной желоб; 4 — уровень жидкости; 5 — труба или желоб для подачи питания; 6 — выпуск слива; 7 — загрузочная воронка; 8 —чан; 9 — корпус привода； 10 — центральная колонна; 11 — плечо рамы с гребками; 12 — выпуск сгущенного продукта； 13 — траншейный скрепер； 14 — разгрузочная траншея'
ков. На мостовом или балочном сгустителе гребки и привод поддерживаются на раме, которая перекрывает весь диаметр емкости сгустителя [14——16]. Нижний продукт разгружается через конец конуса. Это оборудование производится диаметром до 45 м и обычно изготовлено из стали (см. рис. 4).
Сгуститель другого типа имеет механизм, поддерживаемый колонной, расположенной в центре емкости, и гребковые рамы, прикрепленные к приводной тележке (рис. 11). Осажденное твердое удаляется через кольцевое отверстие. Сгустители этой конструкции имеют диаметр до 100 м*
Вариантом этого типа сгустителей является кессонный сгуститель, в центре которого находится столб, достаточно большой, чтобы вмещать разгрузочные насосы. В этих сгустителях нижний продукт сгребается в канал, окружающий кессон. Диаметр сгустителей 90—180 м. В некоторых сгустителях гребная рама приводится в действие от центрального вала или платформы. Другое устройство состоит из подвешенной гребковой рамы, которая связана канатом с приводным устройством. Приводное устройство жестко зафиксировано на центральном валу или платформе в позиции, которая обычно ниже уровня воды. Гребки автоматически поднимаются при увеличении вращающего момента и движутся по направлению к наиболее низкой позиции, постепенно перемещая осевший шлам по направлению к разгрузочному отверстию. В сгустителе с периферийным приводом центральный столб образует ось вращения для гребковой рамы, приводимую в движение от приводного механизма или контактного привода, который связан с одной рамой и распространяется по периферии емкости. Гребковая рама приво-
дится в движение тележкой, перемещаемой по криволинейной периферической рельсе. Сгустители с периферийным приводом изготовляют диаметром 60—120 м.
Сгустители с земляным дном отличаются наиболее низкими затратами для сгустителей такой конструкции, применяемых в настоящее время [17]. В проекте и конструкции сгустителя с непроницаемым основанием наиболее важно, чтобы характеристики почвы, образующей уплотненные слои, были удовлетворительными. Следующий этап — сооружение бетонной стены по периметру; материал требуемой крупности распределяется слоем толщиной 150—200 мм на дне основания, а стабилизатор почвы и поверхностно-активное вещество смешиваются и затем уплотняются до нужной плотности катком. Этот процесс повторяется для второго и третьего слоев. После сооружения сгуститель затопляется водой, содержащей около 0,1 % полимера, задерживающего просачивание воды, и выдерживается 72 ч. Затраты на обработку полимерами четырех сгустителей, установленных в серии, примерно в 2 раза выше, чем на обработку одного сгустителя.
Высокопроизводительные сгустители. С введением полимерных флокулянтов скорость осаждения суспензий может быть увеличена в десятки и более раз. Это позволяет сгустителям традиционных конструкций увеличить производительность по питанию в 3—5 раз. Но это увеличение производительности сгустителей не использует весь потенциал флокуляции, так как сгустители не сконструированы для сфлокулиро- ванного питания и эксплуатируются не при оптимальных условиях для нового, типа питания.
Высокопроизводительные сгустители (рис. 12) характеризуются относительно небольшой удельной площадью сгущения [0,03—0,06 м2/ (т- сут)] для данной производительности по сравнению с традиционными сгустителями [0,5—1 м2/ (т-сут)]. Увеличения производительности и улучшения характеристик можно добиться использованием некоторых или всех следующих рекомендаций [18]:
механическое перемешивание флокулянтов или пульпы; стадиальная подача флокулянта;
введение сфлокулированной пульпы ниже уровня пульпы для осветления ее поверхностного слоя;
наклонные пластины;
достаточная высота осадка для обеспечения умеренной концентрации нижнего продукта;
более высокий, чем обычно, крутящий момент рамы для поддержания увеличившейся нагрузки;
надежная контрольно-измерительная аппаратура.
Вы1сокопроизводительные сгустители имеют более короткое время пребывания в них пульпы и работают ближе к гранич-
////ПитаниеПитание22
/
/
/
/
Питание
Питание
2
2
Рис, 12. Высокопроизводительный сгуститель [16]:
/ — привод рамы сгустителя; 2 — смешанный привод, с переменной скоростью； 3 — не-прерывный водослив; 4 — труба подачи флокулированного питания; 4 — импеллеры дляперемешивания; 6 — камера перемешивания； 7 —рама
ным условиям, чем традиционные сгустители, и поэтому очень желателен автоматический контроль для оптимизации процесса и смягчения флуктуаций.
В традиционных сгустителях питание часто флокулируется в питающем желобе, и даже при подаче флокулянтов в несколько точек это очень плохо. Флокулы часто разрушаются при переходе питания из питающего желоба в загрузочный короб из-за турбулентности потока. Это исключается в высокопроизводительных сгустителях, где флокуляция обычно проводится в специально сконструированной емкости [19, 20]. Если сфлоку- лированное питание вводится ниже уровня осадка, то этот частично сгущенный осадок действует как фильтр, задерживая тонкие частицы, разрушая флокулы и позволяя проходить только чистой жидкости. Это действие значительно улучшает осветление пульпы слива и предотвращает условия, при которых неадекватно сфлокулированная часть питания ограничивает производительность сгустителя.
Некоторые высокопроизводительные сгустители оборудованы наклонными пластинами, по которым сгугценный осадок скользит вниз, в то время как высвобожденная вода поднимается вверх под пластинами. Это устройство исключает прохождение воды вверх через весь объем флокулированного осадка.
Рис. 13. Сгуститель Ламелла фирмы «Аксель Джонсон Инк»：
/ — отверстия для распределения потока: 2 — *ро6 для слива： 3 — сток слива： 4 — раз-грузочный желоб; 5 — короб для питаня; 6 — емкость для флокуляции： 7 ~ емкость бы-строго перемешивания; 8 — подача коагулянта; 9 — подача питания; 10 — пластины Ла-мелла; 11 — вибратор пакета; 12 — сгущенный продукт； /3 —бункер для удаляемогошлама
Высокопроизводительные сгустители обычно автоматизированы. Фиксируются такие переменные, как скорость подачи питания, концентрация твердого в питании и нижнем продукте для контроля дозировки полимера и скорости удаления нижнего продукта. Сгуститель обеспечивает более высокую концентрацию твердого в нижнем продукте, если при его работе достигается умеренная высота осадка, которая может быть использована для контроля удаления нижнего продукта. Некоторые высокопроизводительные сгустители имеют радиальные, а также перифе-
I幾俨丨¥ ¥ *0 1? 1? 1?〕7[5 2?I幾俨丨¥ ¥ *0 1? 1? 1?〕7[5 2?Рис. 14. Модули Ламелла, встроенные в существующий сгуститель, фирмы «Сала Интернейшнл»
I幾俨丨¥ ¥ *0 1? 1? 1?〕7[5 2?
I幾俨丨¥ ¥ *0 1? 1? 1?〕7[5 2?
рические сливные желоба для уменьшения турбулентности, создаваемой радиальным моментом переливающейся воды.
Сгустители Л а м е л л а. Принцип действия сгустителя Ламелла основан на применении комплекта наклонных параллельных пластин, расположенных в камере осветления, что уменьшает расстояние осаждения и увеличивает эффективную площадь [21] (рис. 13). Преимущество наклонных пластин давно известно и принцип запатентован в 1876 г. Поток питания вводится между пластинами, где чистая жидкость поднимается вверх, а осадок скользит вниз.
Общая проектируемая площадь сгустителя Ламелла, содержащего N пластин, каждая площадью Дл наклоненных под углом 0, составляет NA cos 0. На практике вводят коэффициент корреляции менее 1, чтобы учесть эффект турбулентности, и более 1 для нестабильности, вызванной наклонными поверхностями. Таким образом, эффективная площадь Ае сгустителя Ламелла приблизительно составляет Ле= 1,4 NA cos 0. Сгуститель размером 5,5X3,7x5,2 м имеет производительность, сравнимую с производительностью традиционного сгустителя диаметром 17 м.
При работе питание поступает в питающую коробку без дна, из которой оно вытекает между пластинами, где твердая фаза оседает на поверхности пластин, и скользит вниз в шламовую воронку. Переливающаяся вода собирается в желоб. Для дальнейшего сгущения шламовую воронку подвергают вибрациям, что обеспечивает перемещение осевшего твердого.
Интересный метод, увеличивающий производительность традиционного сгустителя путем применения модулей Ламелла, предложен фирмой 《Сала》 (рис. 14). Это оборудование имеет большие возможности при использовании там, где производительность сгустителя ограничена медленным осаждением частиц
Рис. 15. Сгуститель с глубоким конусом фирмы «Денвер»:/ — дозированная подача флокулянта; 2 ——циклон; 3 — загрузочная воронка;4 — верхняя и иижияя пульпа： .5 ~ статичная рама; 6 — аварийная разгрузка в зумфРис. 15. Сгуститель с глубоким конусом фирмы «Денвер»:/ — дозированная подача флокулянта; 2 ——циклон; 3 — загрузочная воронка;4 — верхняя и иижияя пульпа： .5 ~ статичная рама; 6 — аварийная разгрузка в зумф
Рис. 15. Сгуститель с глубоким конусом фирмы «Денвер»:
/ — дозированная подача флокулянта; 2 ——циклон; 3 — загрузочная воронка;
4 — верхняя и иижияя пульпа： .5 ~ статичная рама; 6 — аварийная разгрузка в зумф
Рис. 15. Сгуститель с глубоким конусом фирмы «Денвер»:
/ — дозированная подача флокулянта; 2 ——циклон; 3 — загрузочная воронка;
4 — верхняя и иижияя пульпа： .5 ~ статичная рама; 6 — аварийная разгрузка в зумф
или флокул. Он, в частности, пригоден для установок, работающих в перегруженных циклах осветления или сгущения, где включение модулей Ламелла увеличивает производительность существующих сгустителей. Оборудование пригодно для сгустителей диаметром 7,5—20 м.
Глубокие конусные сгустители были созданы при ведомстве Горных исследований и развития Национального управления по углю в Бретби (Великобритания). Они представляют собой конические емкости диаметром 4 м, оборудованные мешалками и устройствами для разгрузки слива и песков [22] (рис. 15).
Питание флокулируется относительно высокими дозами флокулянта (около 0,2 кг/т), что вместе с существенным давлением в основании конуса обеспечивает высокую концентрацию твердого в нижнем продукте. Разгружаемые пески обычно имеют такую консистенцию, которая позволяет их транспортировать ленточным конвейером. Сгуститель диаметром 4 м имеет производительность свыше 120 м3/4 по пульпе.
Центробежная седиментация. При содержании в пульпе тонких частиц седиментация под действием силы тяжести может дать очень низкую скорость осаждения. Для пульп, состоящих 248
Рис. 16. Поперечное сечение центрифуги со сплошным ротором фирмы《КХД Гумбольдт Ведаг》
из раскрытых разделенных частиц, центробежная седиментация подходяща. Центробежные ускорения в несколько сотен и более раз выше гравитационных и могут быть легко достигнуты в гидроциклонах и центрифугах. Вследствие высоких центробежных сил, действующих на частицы, разделение твердой и жидкой фаз происходит быстро и эти устройства отличаются высокой удельной производительностью.
Гидроциклоны часто используют для сгущения промышленных пульп. Их главные преимущества заключаются в их простоте и компактности. Гидроциклоны вместе с необходимыми перекачивающими устройствами могут занимать только 1 % площадей, необходимых для гравитационного сгущения [23]. Они пригодны для предварительного сгущения пульп перед фильтрованием, центрифугированием или грохочением. Основной недостаток гидроциклонов ——невозможность удалять твердую фазу крупностью менее 5 мкм. Таким образом, содержание твердого в сливе может быть не таким низким, какое необходимо и может понадобиться гравитационный сгуститель для осветления слива.
Осадительные центрифуги. Твердые осадительные центрифуги состоят из цилиндроконического ротора, который вращается с высокой частотой (100 0—4000 митт4) (рис. 16). Внутри ротора винтовая спираль, служащая для транспортирования твердого, вращается в том же направлении, что и ротор, но при несколько меньшей частоте [1]. Питание поступает непрерывно в ротор через центральную трубу. Действие центробежных сил заставляет твердое осаждаться на внутреннем цилиндре центрифуги. Осажденная твердая фаза счищается с конической части центрифуги при помощи относительно медленного вращения спирали и разгружается, а жидкость переливается в дальнем конце. Если требуется, то может быть подана промывная вода для промывки твердого. Осадительные центрифуги хорошо
подходят для обработки разбавленного питания, содержащего тонкие частицы. 卜
Применяемые осадительные центрифуги имеют ротор диаметром 1,4 м и длину 4,2 м. Наиболее крупные из них способны перерабатывать 300 м3/ч пульпы. Капитальные затраты на осадительные центрифуги относительно высоки и когда их ис- пользуют для абразивных пульп износ может вызвать излишние эксплуатационные затраты. Установлено, что осадительные центрифуги эффективны для обезвоживания тонкого угля и угольных шламов [24]. Указывается, что высокоскоростные центрифуги с центробежными ускорениями 1500—2000 g обес- печивают более высокое выделение твердого и более низкое содержание твердого в сливе и способны работать при широком интервале крупности частиц. ，
Фильтрование — удаление твердых частиц из жидкости при помощи пористой среды, которая задерживает твердое и пропускает жидкость. Пористая среда, используемая в промышлен- ном фильтровании, является относительно грубым материалом н, следовательно, не может быть получен чистый фильтрат до тех пор, пока не образуются первоначальные слои осадка (кека). Срепа, которая должна задерживать все твердое, создает избыточное сопротивление для потока фильтрата и'непрактична при крупномасштабном фильтровании. Наиболее важные факторы, влияющие на скорость фильтрования:
площадь поверхности фильтрования;
падение давления через фильтровальный кек и фильтровальную среду;
сопротивление кека;
сопротивление фильтровальной среды и первоначального слоя кека;
вязкость фильтрата."
Увеличение скорости фильтрования обеспечивается увеличе- нием первых двух факторов и уменьшением последних трех. Так как кек постепенно образуется на фильтрующей среде, сопротивление потоку прогрессивно увеличивается. '
Фильтровальный кек может быть двух типов: несжимаемый н сжимаемый. Сопротивление несжимаемого кека зависит от перепада давления, так как пористость его остается постоянной. Для сжимаемого кека увеличение перепада давления уменьшает его пористость и увеличивает его сопротивление.
Многие пульпы образуют существенно несжимаемые кеки, следовательно, далее предполагается несжимаемость и постоянная пористость.
Поток через фильтровальный кек 〃 фильтровальную среду. При фильтровании обычно предполагаются условия текущего потока. Таким образом, скорость потока фильтрата через кек и фильтрационную среду пропорциональна площади фильтро- 250
вания и перепаду давления и обратно пропорциональна удельному сопротивлению кека, вязкости фильтрата и эффективной толщине кека и комбинированной фильтрующей среды. Запишем это в форме уравнения [10]
(22)(22)dV __ АР
(22)
(22)
df гц (/ + L)
где V ——объем фильтрата; t ——время фильтрования; 4 ——площадь фильтрования; » ——общий перепад давления; г ——удельное сопротивление фильтровального кека, численно равное перепаду давления, требуемого для создания единицы скорости потока фильтрата единичной вязкости через кубическую единицу кека; а ——вязкость фильтрата; I ——толщина кека;丄 ——толщина кека с тем же сопротивлением, как и у фильтрующей среды.
В уравнении (22) Z и V связаны между собой соотношениями:
масса твердого в фильтровальном кеке составляет (1—е)义 XЛ/р5, где е — пористость кека;
масса жидкости, остающейся в кеке, составляет eAlp, где р — плотность фильтрата.
Если массовое отношение твердого к жидкости в первоначальной пульпе /, то зависимость между массовым отношением твердого в кеке к фильтрату и жидкостью, оставшейся в кеке может быть выражена в следующем виде:
1 - 7 — (V+eAl) р 'I '
Тогда толщина кека
(1 —■丿)(1 — e)Ps — 'ер 44
где v ——объем кека, осаждаемого единицей объема фильтрата.
Подставляя уравнение (24) в уравнение (22) и перегруппируй, получаем:
出з卩(V + L4/S出з卩(V + L4/S(25)(25)
出з卩(V + L4/S
出з卩(V + L4/S
(25)
(25)
(26)(26)(27)(27)
(26)
(26)
(27)
(27)
Это уравнение может быть решено для постоянной скорости фильтрования, где AV/dt — константа, поэтому
fw卩(V + LA/v)
ИЛИ
f _ Гцуу 丄中Z
— —4汨十 ар
Таким образом, это ——линейное соотношение между t/V и V.
Наоборот, уравнение (25) может быть решено для постоянного давления при фильтровании, где р — константа. Принимая f = 0, U=0 и / = /, V—V, получаем:
или
Опять получаем линейное соотношение между t/V и V.
Размер требуемого промышленного фильтра может быть определен из данных, полученных при лабораторных испытаниях, в которых собранный объем фильтрата измеряют в зависимости от времени фильтрования для испытуемого фильтра, работающего с действительной пульпой и фильтротканью. Ориентация фильтровальной среды влияет на процесс фильтрования, так как в фильтрах с верхней подачей питания крупные частицы имеют тенденцию осаждаться на фильтроткани и уменьшают забивание пор фильтроткани. Наоборот, барабанный фильтр имеет тенденцию выбирать предпочтительно тонкие частицы, увеличивая в результате забивание фильтроткани.
По результатам испытаний построен график зависимости обратной скорости фильтрования от объема фильтрата (рис. 17). Для несжимаемого кека этот график должен быть прямой линией. Тангенс угла наклона прямой линии пропорционален удельному сопротивлению фильтровального кека, как показано уравнениями (27) и (29). Подходящее уравнение фильтрования для постоянной скорости или постоянного давления должно быть использовано для определения размера фильтра.
Оптимальное время цикла. Так как в вакуумном фильтрационном оборудовании фильтровальный кек образуется при атмосферных условиях, то кек доступен для удаления и эти фильтры могут работать непрерывно. При пресс-фильтровании избыточное давление создается в замкнутой емкости, которая предотвращает прямой доступ и непрерывное удаление фильтровального кека, и таким образом пресс-фильтры являются аппаратами циклического действия. После определенного времени фильтрования, во время которого образуется кек, фильтр должен быть открыт, кек удален и фильтр закрыт вручную или автоматически. Таким образом, время цикла состоит из времени фильтрования t и непроизводительного времени — времени простоя % [10].
Когда известно время простоя, то оптимальное время цикла, которое дает максимальную скорость фильтрования, может быть рассчитано. Из уравнения (29) время фильтрования
/_ в ]/2 + 中 + 81A(30)
242P AP ' I 丁 2'‘
Общая скорость фильтрования W
Г =」一=.(31)
Максимум имеет место, когда
dWH-O
или
/0 =卅 1/2 = r^V4 (2屋尸).(32)
Время цикла
/ + /。= 2卅斤+ 8№.
Оптимальное время фильтрования может быть также определено графическим путем (рис. 18). Эта процедура состоит из построения зависимости собранного объема фильтрата от времени фильтрования и определения тангенса касательной к кривой в точке отрицательного времени простоя. Тангенс угла наклона прямой линии и есть максимум объема фильтрата, разделенного на время цикла, т. е. максимальная скорость фильтрования.
Хотя оптимальное время цикла дает максимальную скорость фильтрования, другие соображения, такие, как адекватная толщина кека для эффективного удаления и ограниченный объем фильтрационной камеры, должны быть также приняты во внимание.
Вакуум-фильтры. Описание деталей конструкции и работы фильтрационного оборудования дано в работах [1, 2, 10, 23] и
253
в обзорных статьях [25——28]. Традиционные вакуум-фильтры имеют несколько преимуществ по сравнению с оборудованием пресс-фильтрования. Питание на вакуум-фильтры может быть подано самотеком или при помощи насосов низкого давления. Оборудование для вакуум-фильтрования не должно выдерживать высокое давление и поэтому может быть недорогим. Так как фильтровальный кек удаляется легко, может быть выбрано короткое время фильтрования, что является преимуществом для тонких фильтровальных кеков и связано с высокой скоростью фильтрования. Но есть некоторые недостатки. Непрерывное вакуум-фультрование требует вакуумных систем, состоящих из насосов для создания вакуума, откачки фильтрата и дополнительного оборудования. Вакуум-фильтры непригодны при высоком сопротивлении кека и для сильносжимаемых кеков. Эти фильтры чувствительны к изменению скорости подачи питания, консистенции и характеристик твердого в питании.
Несмотря на эти недостатки вакуумным фильтрованием перерабатывают большие объемы твердого, чем всеми другими типами фильтров. Вакуум-фильтры включают вращающиеся барабанные фильтры с различными устройствами для разгрузки кека, внутренний барабан, барабан с подачей питания сверху, вращающийся дисковый, горизонтальный столы и горизонтальный ленточный фильтр.
Вращающийся барабанный вакуум-фильтр — возможно наиболее гибкий аппарат и пригоден во многих формах. Диаметр барабанов изменяется от 1 до 5 м, обеспечивая удельную производительность 25—1000 кг/(м2-ч), зависящую от характеристик питания.
Стандартный фильтр состоит из цилиндрического барабана, вращающегося вокруг горизонтальной оси, частично погруженного в открытую емкость с пульпой (рис. 19). Барабан разделен на сегменты, которые могут быть индивидуально связаны с вакуумом или давлением через вращающийся клапан, установленный в конце вала барабана. Барабан несет на себе решетку с каналами для дренажа, поверх которой одевается фильтро- ткань. В емкость обычно встроена мешалка для предотвращения осаждения пульпы. Вакуум около 80 кПа обычно подводится к сектору, погруженному в пульпу, обеспечивая образование потока фильтрата и фильтровального кека. Вакуум устанавливается, когда начинает образовываться кек из пульпы для удаления большего объема фильтрата. Когда требуется промывка кека (например, при обработке растворов от выщелачивания), вода разбрызгивается над кеком, а вакуум создается у тех сегментов барабана, которые подвергаются воздействию разбрызгиваемой воды для удаления промывной воды. Только перед местом удаления кека подается воздух под низким давлением для его разрыхления и более легкого удаления.
Рис. 19. Барабанный фильтр со скребковой разгрузкой осадка фирмы «Верлей»Рис. 19. Барабанный фильтр со скребковой разгрузкой осадка фирмы «Верлей»Барабанный фильтр, показанный на рис. 19, оборудован скреперным или ножевым устройством по всей длине барабана для удаления разрыхленного кека. При этом типе разгрузки кека обычно используется продувка поверхности барабана из проволоки для поддержания фильтроткани в натянутом состоянии на поверхности барабана и предотвращения повреждения ткани скрепером. Скреперная разгрузка эффективна при удалении толстых кеков.
Рис. 19. Барабанный фильтр со скребковой разгрузкой осадка фирмы «Верлей»
Рис. 19. Барабанный фильтр со скребковой разгрузкой осадка фирмы «Верлей»
Разгрузка на ленточный конвейер используется для удаления более тонких кеков (рис. 20). Здесь фильтроткань образует ленту, непрерывно движущуюся по барабану и роликам (см. рис. 20,г). Таким образом кек переносится тканью и разгружается, когда ткань проходит по маленькому ролику, который разрушает кек. Большое преимущество разгрузки с помощью ленты — ткань может промываться водой под высоким давлением для удаления забивающих ее частиц перед повторным введением ее в пульпу. В разгрузке струной поверхность барабана покрывается фильтротканью и струна устанавливается на расстоянии 10—20 мм вокруг барабана и роликов (см. рис. 20, а). Кек располагается на струнах и, когда струны отходят от барабана, они поднимают кек и разгружают его, когда проходят разгрузочный ролик.
Рис. 20. Схемы устройств для разгрузки кека с барабанных фильтров [27]: а — разгрузка с помощью струны; б — разгрузка с помощью ножа; 8 — разгрузка с помощью ролика; г — разгрузка с помощью ленты； д — образование слоя фильтрующего материала； / — струна; 2 — атмосферное отверстие; 3 — кек； 4 — разгрузочный ролик; 5 — возвратный ролик; 6 — к вакуумной системе; 7 — сжатый воздух； 8 — нож; Р — разгрузочный ролик, прижатый пружиной; 10 — орошение; // — желоб для промывки фильтроткани； /2 — разгружаемый осадок； 13 — предохраняющее покрытие; 14 — отфильтрованный осадок; /5— усовершенствованный нож
Роликовая разгрузка эффективна для тонких вязких кеков (см. рис. 20,8). Здесь движущийся ролик установлен близко к барабану в точке разгрузки кека. Кек, прилипая к ролику, удаляется с барабана и затем счищается вращающимся роликом.
Пульпы, содержащие исключительно тонкие твердые частицы, невозможно фильтровать на барабанных фильтрах, оборудованных фильтротканью. Фильтрование с образованием фильтрующего слоя пригодно для пастообразных, коллоидных веществ с низкой концентрацией твердого. В этой системе барабан сначала покрывается грунтовым материалом (таким, как диатомит). Когда покрытие достигнет требуемой толщины (обычно 50—150 мм), суспензия предварительного покрытия дренируется и фильтруемая пульпа поступает в емкость. Тонкий фильтровальный кек образуется на поверхности с предварительным покрытием и удаляется ножевым скрепером. Хотя фильтрование с предварительным покрытием непрерывно, фильтр должен периодически отключаться для образования предварительного покрытия.
Быстрое осаждение плотного твердого много легче для фильтра как с верхней подачей питания, так и барабанного с 256
Рис. 21. Вращающийся дисковый вакуум-фильтр [25]:
/ — скребок, прижатый пружиной; 2 ~ автоматический кланаи;' 3 — выпуск фильтрата； 4 — центральный вал; 5 — диск; 6 — разгрузочная вороика； 7 — сектор диска； 8 — привод; Р — переливной патрубок; }0 — патрубок для питания и дренажа
внутренней фильтрующей поверхностью, так как крупные частицы твердого осаждаются на фильтрующей поверхности. Однако фильтры с верхней подачей питания плохо используют поверхность фильтрования. Фильтры с внутренней фильтрующей поверхностью не нуждаются в емкости для пульпы и мешалке, но там более трудно поддерживать фильтроткань в рабочем состоянии.
Уникальная конструкция барабанов эксплуатируется в двухбарабанном вращающемся вакуум-фильтре, в котором два фильтровальных барабана сомкнуты вместе таким образом, что их оси параллельны. Боковые стороны барабанов, оборудованные скользящими затворами с прокладками, образуют емкость, в которую сверху поступает пульпа. Фильтровальные барабаны, вращающиеся в противоположных направлениях, фильтруют пульпу в зоне образования кека между барабанами и переносят кек в зоны обезвоживания. Кек затем удаляется скреперами с каждого барабана. Это устройство не имеет емкости для питания, мешалки и привода мешалки, необходимых для традиционных вращающихся барабанных фильтров.
Двухбарабанная конструкция производится фирмой 《КХД Гумбольдт Ведаг》и состоит из двух барабанов диаметром 2,1 м и длиной 5 м. Двухбарабанные фильтры лучше работают на относительно крупнозернистых пульпах, в которых происходит различное осаждение крупных частиц и образуется основной слой с высокой проницаемостью фильтровального кека (как в фильтрах с верхним слоем). Двухбарабанные фильтры имеют высокую удельную производительность [около 1 т/(м2-ч)] и обеспечивают более низкую влажность кека.
Вращающийся дисковый вакуум-фильтр состоит из некоторого числа дисков, установленных через определенные интервалы на полом валу (рис. 21). Диски состоят из сегментов, покрытых фильтротканью и частично погруженных в пульпу. Вал связан с вакуумной системой или системой
Пульпа
Рис. 22. Горизонтальный ленточный вакуум-фильтр фирмы «Сала Интер- нейшнл»:
/ — конвейерная лента; 2 — привод; 3 — емкость для отсасываемого фильтрата； 4 — фильтроткань； 5 — промывка ленты
подачи воздуха под давлением через вращающийся клапан, аналогичный клапану, используемому в барабанном фильтре. Фильтровальный кек образуется на обеих сторонах дисков и удаляется счищающим устройством с помощью отдувки сжатым воздухом. Дисковые фильтры имеют до 12 дисков с наибольшим диаметром 5 м. Каждый диск может состоять из 12—30 сегментов. Дисковые фильтры наиболее компактные из фильтров непрерывного действия, но имеют плохое устройство разгрузки кека и более высокие эксплуатационные расходы, чем барабанные фильтры.
Горизонтальные ленточные вакуум-фильтры имеют горизонтальную непрерывную ленточную фильтрующую поверхность. Они способны обезвоживать относительно крупный материал. Их изготовляют двух типов: в одном используется резиновая транспортирующая лента, на которой находится лента из фильтроткани, в другом используется только лента из фильтроткани. Питание в виде пульпы подается через загрузочную коробку равномерно на всю ширину ленты и кек может промываться один или несколько раз противоточным способом. В фильтрах обоих типов фильтрат собирается в вакуумных камерах. Кек с фильтроткани разгружается в хвостовом конце и после чего ленту промывают.
Фильтр с резиновой транспортирующей лентой более дорогой, но при этом обеспечивается непрерывность действия (рис. 22). Транспортирующая лента (рис. 23) укреплена ребрами для более легкого перемещения фильтрата и имеет непрерывные выступы по краям для создания препятствий для питающей пульпы и промывной воды. Фильтрат проходит через отверстия в ленте во всасывающую коробку, расположенную ниже. Поверхность контакта между вакуумной камерой и об-
Рис. 23. Ребристая транспортирующая лента [1]:/ — выемки; 2—«тканевое» печатание; 3 — верхний слой; 4 — отверстие для удаления фильтрата; 5—упрочненная ткань； 6 — ре-зинаРис. 23. Ребристая транспортирующая лента [1]:/ — выемки; 2—«тканевое» печатание; 3 — верхний слой; 4 — отверстие для удаления фильтрата; 5—упрочненная ткань； 6 — ре-зинаРис. 24. Ленточный фильтр со стациО' нарным вакуумным столом [1];Рис. 24. Ленточный фильтр со стациО' нарным вакуумным столом [1];/ — подача пульпы; 2 — ролик, совершающий возвратно-поступательное движение;3 — плавающий ролик для контроля натяжения фильтроткани; 4 — пневматический привод; 5 — автоматический воздушный клапан; 6 ——автоматический вакуумный клапан； 7—，распылительные сопла для промывки фильтроткани/ — подача пульпы; 2 — ролик, совершающий возвратно-поступательное движение;3 — плавающий ролик для контроля натяжения фильтроткани; 4 — пневматический привод; 5 — автоматический воздушный клапан; 6 ——автоматический вакуумный клапан； 7—，распылительные сопла для промывки фильтроткани
Рис. 23. Ребристая транспортирующая лента [1]:
/ — выемки; 2—«тканевое» печатание; 3 — верхний слой; 4 — отверстие для удаления фильтрата; 5—упрочненная ткань； 6 — ре-
зина
Рис. 23. Ребристая транспортирующая лента [1]:
/ — выемки; 2—«тканевое» печатание; 3 — верхний слой; 4 — отверстие для удаления фильтрата; 5—упрочненная ткань； 6 — ре-
зина
Рис. 24. Ленточный фильтр со стациО' нарным вакуумным столом [1];
Рис. 24. Ленточный фильтр со стациО' нарным вакуумным столом [1];
/ — подача пульпы; 2 — ролик, совершающий возвратно-поступательное движение;
3 — плавающий ролик для контроля натяжения фильтроткани; 4 — пневматический привод; 5 — автоматический воздушный клапан; 6 ——автоматический вакуумный клапан； 7—，распылительные сопла для промывки фильтроткани
/ — подача пульпы; 2 — ролик, совершающий возвратно-поступательное движение;
3 — плавающий ролик для контроля натяжения фильтроткани; 4 — пневматический привод; 5 — автоматический воздушный клапан; 6 ——автоматический вакуумный клапан； 7—，распылительные сопла для промывки фильтроткани
ратной стороной транспортирующей ленты должна обеспечивать хорошее вакуумное уплотнение и движение ленты без излишнего трения. Применяемый вакуум обычно ниже, чем для других фильтров, что дает в результате более высокую влаж- ность кека. Эти фильтры имеют площадь фильтрования до 120 м2.
Фирма 《Дорр-Оливер》 (США) производит горизонтальные фильтры с жесткой лентой, состоящие из серии поточных ленточных секций, движущихся на роликах. Секции покрыты сеткой из полипропилена, которая поддерживает фильтроткань. Фильтр с жесткой лентой непрерывного действия, а ролики уменьшают трение ленты, следовательно, он требует меньше энергии и меньшего эксплуатационного обслуживания. Площадь эффективной фильтровальной поверхности 5—120 м2.
Другой фильтр имеет только одну ленту из фильтроткани. Этот фильтр может быть изготовлен со станционарным или движущимся вакуумным столом (рис. 24). Когда создается вакуум, лента быстро натягивается (приблизительно 0,5 м) при помощи ролика, совершающего возвратно-поступательное движение. Затем вакуум восстанавливается и происходит дальнейшее образование кека.
В модели с движущимся столом вакуумная камера состоит из некоторого числа мелких поддонов длиной 1,4 м, установленных на роликах (рис. 25). Движение вперед (приблизительно 0,6 м) происходит во время фильтрования, в то время как поддоны соединены с фильтротканью за счет разрежения. По мере того как поддоны достигают конца в движении вперед, вакуум
Рис. 25. Ленточный фильтр с движущейся вакуумной камерой [1]:
/ ——вакуумный ход； 2 — непрерывное перемещение фильтроткани; 3 ——воздушный клапан закрыт; 4 —вакуум открыт; 5 —к вакуумному реенверу
отсоединяется, освобождая столы от ленты, которая продолжает двигаться вперед. Столы немедленно возвращаются в первоначальное положение, создается вакуум и цикл повторяется. Скорость движения ленты обычно изменяется от 0,5 до 3,6 м/мин. Применяют фильтры с шириной ленты до 3 м и длиной до 25 м с площадью фильтрования свыше 75 м2.
Преимущества горизонтальных ленточных фильтров заключаются в независимом способе образования кека； времени промывки и сушки, соответствующем фильтрованию крупнозернистых плотных суспензий; способности к промывке с полным погружением и противоточной промывке. Однако горизонтальные ленточные фильтры более дороги для установки и в эксплуатации, чем барабанные фильтры, и требуют относительно больших площадей. 。
Сжатие фильтровального кека. Сжимающее действие при фильтровании и обезвоживании скоагулированных и частично сфлокулированных пульп известно давно, то только в последние несколько лет спроектированы промышленные фильтры, использующие преимущества сжатия. При обычном фильтровании происходит значительное падение -давления через слой фильтровального кека. Это падение давления начинается от верхней части кека и, таким образом, в ней нет сжимающего действия. Следовательно, верхняя часть сжимаемого кека менее плотная и содержит больше влаги. Если прикладывается давление к предварительно образованному фильтровальному кеку, то он сжимается и из него удаляется больше влаги. Это действие может быть использовано для непрерывнодействующего ленточного пресс-фильтра и циклического пресс-фильтра пластинчатого типа.
Схема ленточного пресс-фильтра, изготовляемого фирмой «Парксон Корп.》，показана на рис. 26. Сфлокулированное питание сначала дренирует, затем сжимается в две стадии, сначала при низком давлении, затем при высоком. Проведенные испытания показали, что когда используется питание с содер-
Рис. 26. Схема ленточного пресс- фильтра фирмы «Парксон Корп.»:
— стадия Ш, высокое давление; 2一 шламовый кек (на утилизацию); 3 — стадия I, дренаж； 4 ~ стадия II, низкое давление; 5 — флокулированный шлам из флокулятора
жанием твердого 20%, производительно.сть фильтра по питанию составляет около 9 M：3/q пульпы (или 1,8 т/ч твердого); содержание твердого в кеке при этом 25—30%.
Применение пара при вакуум-фильтрова- н и и — интересная технология, служащая для уменьшения влажности кека. Образованный кек подвергают воздействию паром под паровым колпаком [29]. Технология может быть использована для барабанных, дисковых, ленточных фильтров. Пар нагревает кек, уменьшая поверхностное натяжение воды, что улучшает дренаж. Когда воздух проходит через подогретый кек, скорость испарения становится больше. Приблизительно 1,2 т пара требуется для удаления 1 т воды из кека. Обычно
достигается уменьшение содержания влаги на 5—9%.
Вспомогательное оборудование для вакуум- фильтрования показано на рис. 27. Фильтрат откачивается насосами для фильтрата. Воздух обезвоживается в кон
денсаторе перед тем, как поступает в вакуум-насос. Вода из
,конденсатора удаляется через барометрический столб, в кото
ром колонна воды должна быть достаточно высока, чтобы
уравновесить вакуум. Также необходимы компрессор или воз
духодувка для продувки кека с целью его удаления.
Рис. 27. Вспомогательное обо
рудование, используемое при вакуумном фильтровании [1]:
/ — оборудование для промывки； 2 — разгрузка кека； 3—подача пульпы;
4 — конденсатор; 5 — мешалка; 6 — ресивер для фильтрата； 7 — иасосы 口ля фильтрата; 8 — вакуумный насос; 9 — компрессор
АнолитАнолитРис. 28. Принцип действия электрофильтра фирмы «Дорр-Оливер >:/ — катод： 2 — аиод; 3 — фильтроткань； 4 — анодная мембрана; 5 — анодный кек; 6 — диспергированное твердое; 7 — растворенные ионыРис. 28. Принцип действия электрофильтра фирмы «Дорр-Оливер >:/ — катод： 2 — аиод; 3 — фильтроткань； 4 — анодная мембрана; 5 — анодный кек; 6 — диспергированное твердое; 7 — растворенные ионыАнрлиТАнрлиТ
Анолит
Анолит
Рис. 28. Принцип действия электрофильтра фирмы «Дорр-Оливер >:
/ — катод： 2 — аиод; 3 — фильтроткань； 4 — анодная мембрана; 5 — анодный кек; 6 — диспергированное твердое; 7 — растворенные ионы
Рис. 28. Принцип действия электрофильтра фирмы «Дорр-Оливер >:
/ — катод： 2 — аиод; 3 — фильтроткань； 4 — анодная мембрана; 5 — анодный кек; 6 — диспергированное твердое; 7 — растворенные ионы
АнрлиТ
АнрлиТ
Электрофильтр, производимый фирмой «Дорр-Оливер», предназначен для фильтрования ультратонких частиц, хотя он и эффективен для частиц крупностью 10 мкм [30]. Этот метод фильтрования использует комбинацию вакуум-фильтрования, электрофоретического переноса и электроосмотического обезвоживания кека и работает лучше, если твердые частицы имеют высокий электрокинетический потенциал. Когда пульпа помещается в электрическое поле, отрицательно заряженные частицы перемещаются к аноду путем электрофореза (рис. 28).
Частицы помещаются на анодной мембране, формируя кек. Далее кек обезвоживается электроосмосом, избыток воды стекает по капиллярам. Таким образом, кек становится очень компактным, на 50% суше, чем кек, полученный методами механического обезвоживания. Одновременно на катоде пульпа фильтруется через фильтроткань вакуумным фильтрованием. Образуется тонкий кек, который не удаляется, но действует как предварительный слой, обеспечивая кристально чистьш фильтрат. Кек, образованный на аноде, удаляется автоматически. Скоагулировэнная и сфлокулированная пульпа должна быть предварительно обработана. Потребление эйергии на электрофильтрование составляет только 3—10% энергии, необходимой для термической сушки.
Фильтр-прессы. Фильтрование под давлением ——порционная операция, в которой используется более высокое давление, чем при вакуумном фильтровании. Давление может достигать 2 МПа и, следовательно, эти фильтры могут быть использованы для получения кека с высоким удельным сопротивлением. В более ранней ручной форме фильтр-прессы требовали интенсивного труда. В современных условиях создаются полностью автоматические фильтр-прессы, в некоторых также применяется диафрагменное сжатие. Были сделаны усовершенствования, устраняющие возможные трудности с подачей питания при значительных скоростях и способствующие получению отфильтрованного продукта с низкой влажностью.
Рис. 29. Рамный фильтр-пресс [10]：Рис. 29. Рамный фильтр-пресс [10]：/ — входное отверстие； 2 — отверстие для питания; 3 — отверстие для фильтрата; 4 — рамы； 5 — пластины/ — входное отверстие； 2 — отверстие для питания; 3 — отверстие для фильтрата; 4 — рамы； 5 — пластиныРис. 30. Камерный пресс [10]:Рис. 30. Камерный пресс [10]:/ — пластины; 2 — камеры; 3 — обработанные края пластин; 4 — вход； 5 — выход; 6 — винтовое соединение/ — пластины; 2 — камеры; 3 — обработанные края пластин; 4 — вход； 5 — выход; 6 — винтовое соединение
Рис. 29. Рамный фильтр-пресс [10]：
Рис. 29. Рамный фильтр-пресс [10]：
/ — входное отверстие； 2 — отверстие для питания; 3 — отверстие для фильтрата; 4 — рамы； 5 — пластины
/ — входное отверстие； 2 — отверстие для питания; 3 — отверстие для фильтрата; 4 — рамы； 5 — пластины
Рис. 30. Камерный пресс [10]:
Рис. 30. Камерный пресс [10]:
/ — пластины; 2 — камеры; 3 — обработанные края пластин; 4 — вход； 5 — выход; 6 — винтовое соединение
/ — пластины; 2 — камеры; 3 — обработанные края пластин; 4 — вход； 5 — выход; 6 — винтовое соединение
Пресс-фильтр ы. Один из типов фильтр-прессов состоит из пластин и рам, установленных напротив друг друга и поддерживаемых вместе гидравлическим способом (рис. 29). Пульпа поступает в углубленную раму через отверстия для питания, а фильтрат проходит через фильтроткань и каналы в рифленой поверхности пластины и выходит через отверстия для фильтрата. Когда образуется кек достаточной высоты, пластины разделяются и кек удаляется. “
Другая разновидность пресс-фильтра ——камерный пресс (рис. 30). Здесь пластины имеют выемки, в которых образуется кек. Пульпа переходит из одной камеры в другую через центральное отверстие в пластинах. Большие фильтры могут иметь 100 пластин размером 2X2 м и толщиной 35 мм.
Автоматические пресс-фильтр ы. Полная автоматизация пресс-фильтров сделала эти машины конкурентоспособными путем уменьшения трудозатрат до минимума. Пресс- фильтр Ласта такого типа. На рис. 31 показаны стадии цикла, включая фильтрование, продувку воздухом, разгрузку кека и промывку ткани. Время цикла составляет 15—20 мин, за которые фильтр производит 4—6 т кека. В то время как дисковые фильтры обеспечивают влажность 12,5%, фильтры Ласта — 8%
на том же питании.
Рис. 31. Стадии фильтрования пресс-фильтра Ласта фирмы «Ингерсол-Рэнд»: а — цикл сжатия； б — цикл подачи питания и фильтрования； з — цикл отдувки; а — ццкл разгрузки кека； д — цикл промывки фильтроткани； / — фильтроткаиь; 2 — питание； фильтровальная пластина； 4 — дреиироваиис фильтрата； 5 — возвращающие ролики； 6 — закрытые сбрасывающие двери； 7 — смсщеииый вывод фильтрата; 8 — продувка воздухом； 9 — перемещение фильтроткани для разгрузки кека； /0 — кек; // — открытые сбра- сывающие двери； /2 — возвращающий ролик; 13 — труба для промывной воды； J4 —про- мывиая вода
Автоматические пресс-фильтры с о сжатием осадка. При обычном фильтровании под давлением поверхность кека подвергается низкому давлению твердого и, следовательно, остается более открытой с более высоким содержанием влаги. Сжатие с помощью резиновой диафрагмы уплотняет кек и удаляет больше влаги.
Действие сжатия кека было использовано в традиционном пресс-фильтре, оборудованном фильтровальными пластинами с мембраной, такими, как у фирмы «Джонсон-Прогресс». Фирма 《Лароке》 (Финляндия) изготовляет автоматические пресс-
Рис. 32. Цикл работы автоматического фильтр-пресса Лароке фирмы 《Ла- роке》：/ — фильтрование； 2 — диафрагменное сжатие I； 3 — промывка кека； 4 — диафрагменное сжатие II; 5 — продувка кека; 6 — разгрузка кекаРис. 32. Цикл работы автоматического фильтр-пресса Лароке фирмы 《Ла- роке》：/ — фильтрование； 2 — диафрагменное сжатие I； 3 — промывка кека； 4 — диафрагменное сжатие II; 5 — продувка кека; 6 — разгрузка кека-Ex-odu020h1号 ‘aaQOU anHDEd---Ex-odu020h1号 ‘aaQOU anHDEd--州-州-Крупность частиц мкмКрупность частиц мкмРис. 33. Выбор типа фильтра [23]:Рис. 33. Выбор типа фильтра [23]:I — фильтры с предварительным покрыти-ем； II —автоматические фильтр-прессы;Ш ——вакуум-фильтры； IV — фильтры сверхним иаливомI — фильтры с предварительным покрыти-ем； II —автоматические фильтр-прессы;Ш ——вакуум-фильтры； IV — фильтры сверхним иаливом
Рис. 32. Цикл работы автоматического фильтр-пресса Лароке фирмы 《Ла- роке》：
/ — фильтрование； 2 — диафрагменное сжатие I； 3 — промывка кека； 4 — диафрагменное сжатие II; 5 — продувка кека; 6 — разгрузка кека
Рис. 32. Цикл работы автоматического фильтр-пресса Лароке фирмы 《Ла- роке》：
/ — фильтрование； 2 — диафрагменное сжатие I； 3 — промывка кека； 4 — диафрагменное сжатие II; 5 — продувка кека; 6 — разгрузка кека
-Ex-odu020h1号 ‘aaQOU anHDEd--
-Ex-odu020h1号 ‘aaQOU anHDEd--
州-
州-
Крупность частиц мкм
Крупность частиц мкм
Рис. 33. Выбор типа фильтра [23]:
Рис. 33. Выбор типа фильтра [23]:
I — фильтры с предварительным покрыти-ем； II —автоматические фильтр-прессы;Ш ——вакуум-фильтры； IV — фильтры сверхним иаливом
I — фильтры с предварительным покрыти-ем； II —автоматические фильтр-прессы;Ш ——вакуум-фильтры； IV — фильтры сверхним иаливом
фильтры, в которых сжатие кека происходит с помощью резиновых диафрагм [32]. Пластины фильтра установлены горизонтально и непрерывная лента из фильтроткани способом《зиг-заг》 располагается между пластинами. Каждая пластина имеет диафрагму, которая сжимает кек, и камеры, в которых образуется кек приблизительно 45 мм высокой. Цикл фильтрования начинается, когда фильтр закрывается и пластины плотно сжимаются, и имеет следующие стадии (рис. 32):
I — фильтрование. Во все камеры одновременно поступает питание при высоком давлении, фильтрат проходит через филь- троткань и полипропиленовую поддерживающую решетку и затем дренирует по шлангам, связанным с фильтровальными пластинами;
П — сжатие. Вода под высоким давлением сжимает резино^- вые диафрагмы и кек между ними для уменьшения остаточной влажности. Может проводиться, если требуется, последующее сжатие, промывка кека, после которой необходима вторая стадия сжатия;
— промывка кека необязательна;
— второе сжатие необязательно;
——продувка воздухом. Обезвоживание заканчивается продувкой кека сжатым воздухом для того, чтобы сделать его настолько сухим, насколько возможно;
— разгрузка кека. Фильтр открывается с тем же самым расстоянием между пластинами и фильтроткань, двигаясь над
роликами, натягивается, сбрасывая кек по обе стороны машины. Так как фильтроткань движется на роликах, то большая часть кека падает, а оставшаяся удаляется скребками.
Цикл повторяется автоматически. Забивание фильтроткани частицами твердого минимизировано, так как направление потока фильтрата через ткань изменяется после каждого цикла, следовательно, ткань промывается хорошо. Применяется дополнительная промывка обеих сторон фильтроткани разбрызгиванием воды, когда ткань движется между циклами фильтрования, Пресс-фильтры Лароке имеют 6—20 пластин размерами 500X800 или 900X 1750 мм.
Пресс-фильтры Лароке используют на канадских обогатительных фабриках для обезвоживания металлсодержащих концентратов [33, 34]. Фильтроткань используется в течение 8800 циклов фильтрования.
Обезвоживающие добавки. Поверхностно-активные вещества добавляют в пульпу фильтров или центрифуги для того, чтобы уменьшить влажность кека на 20—40%. Обезвоживающие добавки эффективны при дозировках ниже 50 г/т твердого. Эти реагенты уменьшают поверхностное натяжение и изменяют характеристики поверхности твердой фазы. Примеры обезвоживающих добавок — Дримакс 1234, 1235, 1241 и 1938, поставляемые фирмой《Аллеп коллоиде Лтд.» [35]. Обезвоживающие добавки также способствуют удалению кека с фильтроткани. Уменьшение влажности фильтруемых минеральных концентратов обеспечивает в результате более низкие расходы на сушку и транспорт.
Выбор оборудования для фильтрования. Различные типы фильтров работают более эффективно на питании с определенными характеристиками (рис. 33). Фильтры с верхним наливом способны обезвоживать относительно крупнозернистое питание, но они неприемлемы для фильтрования шламов. Вакуум-фнл^ тры дают лучшие результаты на пульпах со средним размером твердой фазы 30——100 мкм, Пресс-фильтры способны работать с материалом крупностью до 1 мкм или ниже при низких концентрациях твердого. Для ультратонких частиц используют фильтры с предварительным покрытием или электрофильтры.
В соответствии с работой [36] перед выбором оборудования для разделения твердой и жидкой фазы должны быть определены данные разделения и характеристики фильтрования пульпы. Данные сепарации включают: масштаб, способ (циклическая или непрерывная) и объект (осветление жидкости или извлечение твердого). Характеристики осаждения пульпы и чистота поверхностной жидкости могут быть определены из лабораторных испытаний осаждения и характеристик фильтрования пульпы из лабораторных опытов по фильтрованию. В работе [36] приведена классификация оборудования для разделения
твердой и жидкой фаз в табличной форме по отношению к приемлемости для данных разделения и характеристик пульпы, требующих обеспечить точный выбор машины.'
Центробежные фильтры. Фильтрующие центрифуги аналогичны осадительным за исключением того, что они имеют цилиндрическую часть ротора, оборудованную сетчатой поверхно^ стью, через которую может происходить дальнейшее обезвоживание (рис. 34). Фильтрующие центрифуги используют в промышленности для обезвоживания тонкого обогащенного угля и отходов [37—40]. Абразивный износ не слишком высокий при обработке чистых угольных продуктов и срок службы составляет 8000 ч. Некоторые машины имеют керамические детали с высоким содержанием алюминия в сильно изнашивающихся областях, таких, как наконечники лопастей винта. Эти усовершенствования увеличивают срок службы в 5—10 раз [25]. Большие фильтрующие центрифуги способны обезвоживать тонкий уголь при производительности 40—60 т/ч.
По сравнению с вакуум-фильтрами фильтрующие центрифуги дают на 3—5% ниже влажность продукта [37]. Энергетические и капитальные затраты примерно такие же. Площадь пола, занимаемого центрифугой, составляет одну четвертую часть площади, требуемой для вакуум-фильтра аналогичной производительности. В то время как извлечение твердого на вакуум- фильтре составляет 100%, центрифуга обычно обеспечивает только 95%. Почти все твердые потери в сливе тоньше 20 мкм. Шламы содержат больше минерального вещества, чем крупнозернистый продукт и, следовательно, крупный продукт теряет некоторую часть зольности [40]. Если потребуется, потери со шламами могут быть минимизированы возвратом жидкости.
Корзиночные центрифуги проектировались для обезвоживания относительно крупнозернистого питания. Корзиночная центрифуга состоит из вращающейся проволочной корзины, в которую питание поступает через большую горловину (рис. 35) [25]. Корзина также вибрирует для усиления обезвоживания и разгрузки твердого. Вода вытесняется через перфорированную корзину, а сконцентрированный продукт переливается через край корзины к разгрузочному отверстию в основании центрифуги. Модель НР-36 Хейла и Паттерсона разработана для обезвоживания угля крупностью •—16 мм при производительности 75 т/ч. Она имеет частоту вращения 385—600 минТ Модель «Суперфайн» имеет более низкую частоту вращения на материале крупностью 0,6 мм при производительности 25一30 т/ч. Модель НР-48 обезвоживает уголь крупностью 50—°,3 мм при производительности 150 т/ч.
Обезвоживающие грохота. Дуговые сита первоначально были стационарными грохотами из клиновидной проволоки (иногда называемым DSM грохотами), впервые предложенными фирмой
ПульпаПульпаКекКекРнс. 35. Вибрационная корзиночная центрифуга фирмы «Хейл энд ПаттерсонИнк》.Рнс. 35. Вибрационная корзиночная центрифуга фирмы «Хейл энд ПаттерсонИнк》.Рмс. 34. Поперечное сечение осадительно-фильтрующей центрифуги фирмы《КХД Гумбольдт Ведаг»
Пульпа
Пульпа
Кек
Кек
Рнс. 35. Вибрационная корзиночная центрифуга фирмы «Хейл энд Паттерсон
Инк》.
Рнс. 35. Вибрационная корзиночная центрифуга фирмы «Хейл энд Паттерсон
Инк》.
«Деч стэйт майне》. Иногда для улучшения разделения на некоторые сита подаются вибрации. Пульпа вводится тангенциально в верхнюю часть грохота и распределяется по поверхности грохочения. Разделение частиц на дуговом грохоте не то же самое, что грохочение. Дуговые сита используют силы сопротивления, действующие на частицы в жидкости. Более крупные частицы обладают большей инерцией для того, чтобы откло-
ниться от первоначального пути и таким образом не пройти через щель грохота. В некоторые дуговые сита питание подается самотеком, в то время как в другие питание подается под давлением. Наиболее распространены сита с углом наклона 45°, но также изготовляют сита с углом до 320° и щелью шириной 0,25—4 мм. Некоторые сита изготовляют двухсторонними для увеличения срока службы. Производительность дугового сита высока — 40—300 м3/ч на 1 м2 поверхности грохочения.
Дуговые сита изготовляют также с плетеным из проволоки ситом. Сетка закрепляется вдоль всей ширины грохота для того, чтобы способствовать отделению воды с обратной стороны сита и чтобы помочь удалению подрешетного продукта. Эти сита имеют намного большее живое сечение, чем сита из клиновидной проволоки.
Вибрационные обезвоживающие грохота. Хорошо известный пример этих грохотов — грохот Линатекс Деррик, работающий с высокочастотными вибрациями 3000 мин-1 (50 Гц) или 3600 мин~' (60 Гц). Дека грохота изготовлена из эластичной резины, которая способствует устранению забивания. Срок службы в 100—200 раз больше, чем металлических дек. Крутизна деки увеличивается по направлению к разгрузочному концу для ускорения движения постели из обезвоженных частиц' Потребление энергии на вибрации низкое: расход энергии на обезвоживание 100 т/ч дробленой руды составляет 1 л. с (735 Вт).
Заключение. Достижения в разделении твердой и жидкой фаз отражают поиски технологии, которая должна обеспечить общее улучшение экономических показателей.
Высокопроизводительные сгустители, которые работают на сфлокулированном питании, более просты в управлении, имеют преимущество в уплотнении осадка, могут достигнуть производительности, которая возможна только при использовании намного более крупного оборудования. Также используется принцип Ламелла даже в традиционных сгустителях путем установки в них специальных пакетов пластин.
Высокая производительность и возможность промывки делает горизонтальные ленточные фильтры пригодными для использования при обезвоживании более грубозернистого материала. Современная популярность автоматических фильтр-прес- сов, использующих сжатие кека, связана с лучшим обезвоживанием концентратов и существенным снижением расходов на сушку.
Осадительные и особенно фильтрующие центрифуги применяют для обезвоживания тонких концентратов и хвостов, содержание влаги в получаемых кеках ниже, чем при вакуум-фильт- ровании.
Обезвоживающие добавки способствуют снижению влажности как при фильтровании, так и при центрифугировании.
Электрофильтрование (новый метод) использует электро- кинетические силы и вакуум для фильтрования ультратонких суспензий.
Список литературы
Purchas, D. В., Solid/Liquid Separation Technology. Uplands Press Limited, Groydon, U. K・，1981.
Svarovsky, L., (Ed.), Solid/Liquid Separation. Butterworths, London. U. K・，1977.
Pearse, M 几 Gravity Thickening Theories: A Review. LR 261 (MP), Warren Spring Laboratory, U. К, 1977.
Fitch, B,, Sedimentation of Flocculent' Suspensions: State of the Art. AIChE Journal, Vol. 25, No, 6, November 1979, pp. 913—930.
Wakeman, R. J., Thickening and filtration: a review and evaluation of recent research. Trans., Instn. Chem. Eng., Vol. 59, No. 3, July 1981, pp. 147— 160.
Schubert, H.} On the theory and design of sedimentation. Aufberei- tungs-Technik, No. 8, 1981, pp. 427—441.
Wilhelm,丄 H. and Naide, У., Sizing and Operating Continuous Thickeners. Mining Engineering, December 1981, pp. 1710—1718.
Talmage К. P. and Fitch, E A, Determining Thickener Units Areas. Industrial and Engineering Chemistry, Vol. 47, No. 1, January 1955', pp. 38—41.
Kynch, G.丄，A Theory of Sedimentation. Trans., Faraday Society, 48, 1952, pp. 166—176.
Coulson, J. M. and Richardson, J. E, Chemical Engineering. Volume 2, Second Edition, Pergamon Press, 1968.
Dell, С. C. and Sinha,几 Experimental Study of the Behaviour of Flocculated Clays in Thickening. Trans., Instn. Min. Metall., 77, 1968, pp. C85—C97.
Adorjan, L. 4, A Theory of Sediment Compression. Eleventh International Mineral Processing Congress, Paper 11, Cagliari, 1975.
Adorjan, L A., Determination of Thickener Dimensions from Sediment Compression and Permeability Test Results. Trans., Instn. ME. MetalL, 85, 1976, pp. C157—C163.
Keane, /. M., Sedimentation: theory, equipment and methods. World Mining, 32, November 1979, pp. 44—51, and December 1979, pp. 48—53.
Mular, A. L. and Bhappu, R. B., Mineral Processing Plant Design. 2nd ed, SME of AIME, New York, 1980, ch. 27, pp. 541—577.
Weiss, M L” Editor-in-Chief, SME Mineral Processing Handbook. SME of AIME, New York, 1985, Section 9, pp. 1—26.
Hsia, E. S. and Reinmiller, F. K., How to design and construct earth bottom thickeners. Mining Engineering, August, 1977, pp. 36—39.
Adorjan, L. A„ Recent developments in thickening. Camborne School of Mines Journal, Vol. 81, 1981, pp. 25—32.
Emmett, R. C. and Klepper, R、P., Technology and the performance °f the hi-capacity thickener. Moning Engineering, August 1980, pp. 1264— 1269.
Dahlstrom, D. A., Solid-liquid separation. Eng. Min. J., June 1980, pp. 120—133.'
Larsson, H. F. and Jonson, T., Clarification and thickening in lamella thickeners. Aufbereitungs-Technik, March 1975, pp. 136—139.
Abbott, J. et a/., Coal Preparation Plant Effluent Disposal by Means °f Deep Cone Thickeners. Mine and Quarry, October 1973, pp. 37—50.
Kelly* £. G. and Spottiswood, D.丄，Introduction to Mineral Proces- sing. John Wiley and Sons, New York, 1982.
Moir, 4, High-Speed Decanter Centrifuges Upgrade Coal Preparation Plant. Mining Magazine, February 1983, pp. 160—163.
Bragg, R., Filters and Centrifuges. Mining Magazine, August 1983, pp. 90—111.'
Anon. Solid-Liquid Separation. Eng. Min. J., July 1983, pp. 63—67.
Moos, S. M and Dugger, R. E Vacuum filtration； available equipment and recent innovations. Mining Engineering, October 1979, pp. 1473— 1486.
Keleghan, 1% Vacuum Filtration： Part I. Mine and Quarry, Jan/Feb 1986, pp. 51—55.
Daykin,及呪 et。厶，Steam-assisted vacuum filtration. Mine and Quarry, March 1978, pp. 59—65.
Adams, R. A. and Bollinger, /. M. The application of electrofiltration to the minerals industry. Proc. 3rd Int. Symp. on Hydrometallurgy, SME/ AIME, Atlanta, Georgia, March 1983.
Anon., Pressure filters reduce operating and capital costs. World Mining, November 1982, pp. 50—51.
Haartti, J., Cost cuts in concentrate dewatering by automatic pressure filtration. Aufbereitungs-Technik, May 1981, pp. 247—253.
Garon, M. and Nesset, /. £., Dewatering of basemefal concentrates by pressure filtration. 14th IM PC, Toronto, 1982, Paper IX—5.
Nesset, J. E., Dewatering Brunswick concentrates by pressure filtration. CIM Bull., No. 843, July 1982, pp. 103—112.
Anon., Dewatering Aids Give Significant Cost Savings Mining Journal, July 1984, p. 20.
Purchas, D B., Solid/liquid separation: narrowing down the choice. Process Engineering, September 1985, pp. 53—57.
Shaw, R. S., The screenbowl centrifuge for dewatering froth floated fines. Mine and Quarry, Jan/Feb 1980, pp. 60—64.
Fish, R, Fording Coal expands to 5 million tpy to back up world wide marketing efforts. Canadian Mining Journal, December 1980, pp. 20—21.
Green, P., Dewatering Coal and Refuse, Coal Age, May 1981, pp. 145 一157.
Bogenschneider, B. and Wilczynski, P., Screenbowl Centrifuges Have Shown Excellent Results for Ruhrkohle. World Coal, May/June 1982, pp. 46—49.
СОДЕРЖАНИЕ
Предисловие"5
Сомасундаран П. Проблемы переработки ультратонких частиц ..7
Мэтис К. А., Галлиос Г. П. Флотация растворенным воздухом и электролитическая флотация35
Дженкинсон Д. Е. Обогащение мелких углей——достижения и возможности .66
Линч А. Дж., Нарайанан С. С. Моделирование ——инструмент будущего 82
МакКи Д. Дж., Торнтон А. Дж. Выявление подходов к автоматическому управлению процессами обогащения108
Эк К. С. Использование энергии в процессах обогащения ...123
Барбери Дж. Комплексные сульфидные руды — выбор процесса переработки144
Кохен Г. Е. Магнитная сепарация182
Оттли Д. Дж. Гравитационное обогащение в современной переработке минералов209
Адорьян Л. А. Достижения в разделении твердой и жидкой фазы ..231
НАУЧНОЕ ИЗДАНИЕ
ТЕХНОЛОГИЯ МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ НА ПЕРЕПУТЬЕ
Проблемы и перспективы
Заведующий редакцией О. И. ПарканиРедактор издательства Л. М. НеваеваПереплет художника Г. Н. ПогореловойХудожественный редактор В. А. АндросовТехнический редактор М. П. ВиноградоваКорректор Л： М. Кауфман
ИБ № 8475
Сдано в набор 16.05.91. Подписано в печать 13.09.91. Формат 60Х90%б. Бумага офсетная № 2. Гарнитура Литературная. Печать высока я. Усл. печ. л. 17.0, УсЛ. кр.-отт. 17,25. Уч.-изд. л. 17,61. Тнраж 600 экз. Заказ 994/2 4 4 8-2.
•Издательство «Недра», 125047, Москва,
Тверская застава, 3.
Московская типография № 11Министерства печати и информации Российской Федерации113105, Москва, Нагатинская ул., д. 1
ТЕХНОЛОГИЯМИНЕРАЛЬНОГОСЫРЬЯНА ПЕРЕПУТЬЕ
Проблемыи перспективы
MINERALPROCESSINGAT A CROSSROADS
Problemsand Prospects
ТЕХНОЛОГИЯМИНЕВ^ЛЬНОГОСЫРЬЯНА ПЕРЕПУТЬЕ
Проблемыи перспективы
edited by
В .A. WILLS and R.W. BARLE YSenior Lectures
Camborne School of MinesRedruth, Cornwall
UK
Под редакцией
Б .А. УИЛСА и Р.В. БАРЛЕЯ
Перевод с английскогокандидата технических наукЕ.Д. Бачевой
Москва «Недра» 1992Москва «Недра» 1992
Москва «Недра» 1992
Москва «Недра» 1992
1986 MARTINUS NIJHOFFPUBLISHERS
Dordrecht / Boston / Lancaster
Published in cooperation with NATO Scientific Affairs Division
УДК 622.7.017.24
Технология минерального сырья на перепутье. Проблемы и перспективы: Пер. с англ./Под ред. Б. А. Уилса, Р. В. Барлея; Пер. Е. Д. Бачевой.—— М.: Недра, 1992. —272 с.: ил, —ISBN 5-247-01779-Х
Рассмотрены перспективные процессы и аппараты для обогащения труд- нообогатимых тонковкрапленных руд и углей: электрофлотация, ультрафлога- ция, магнитная и гравитационная сепарация, селективная флокуляция, комбинированные процессы. Большое внимание уделено обезвоживанию тонких продуктов с применением флокулянтов и коагулянтов. Проанализирован расход энергии в различных процессах рудоподготовки, обогащения и металлургической переработки концентрата. Показано, как, сочетая различные процессы или заменяя их другими, можно изменять энергоемкость всего передела. Даны общие представления о моделировании и принципах управления процессами.
Для специалистов-обогатителей, занимающихся переработкой сырья различного вида, а также гидро- и пирометаллургов.
Табл. 29, ил. 130, список лит. — 425 назв.
Рекомендовано к изданию докторами технических наук В. II Небером и Л. А. Барским
2504000000—430043(01)—922504000000—430043(01)—92363—91363—91ISBN 90-247-3410-Х(THIS VOLUME, НИДЕРЛАНДЫ)ISBN 90-247-2689-1ISBN 90-247-3410-Х(THIS VOLUME, НИДЕРЛАНДЫ)ISBN 90-247-2689-1© Martinus Nijhoff Publishers, Dordrecht, 1986© Перевод на русский язык. Е. Д. Бачева, 1991© Составление, оформление. Издательство «Недра», 1992© Martinus Nijhoff Publishers, Dordrecht, 1986© Перевод на русский язык. Е. Д. Бачева, 1991© Составление, оформление. Издательство «Недра», 1992(SERIES, НИДЕРЛАНДЫ) ISBN 5-247-01779-Х (СССР)(SERIES, НИДЕРЛАНДЫ) ISBN 5-247-01779-Х (СССР)
2504000000—430
043(01)—92
2504000000—430
043(01)—92
363—91
363—91
ISBN 90-247-3410-Х
(THIS VOLUME, НИДЕРЛАНДЫ)
ISBN 90-247-2689-1
ISBN 90-247-3410-Х
(THIS VOLUME, НИДЕРЛАНДЫ)
ISBN 90-247-2689-1
© Martinus Nijhoff Publishers, Dordrecht, 1986
© Перевод на русский язык. Е. Д. Бачева, 1991
© Составление, оформление. Издательство «Недра», 1992
© Martinus Nijhoff Publishers, Dordrecht, 1986
© Перевод на русский язык. Е. Д. Бачева, 1991
© Составление, оформление. Издательство «Недра», 1992
(SERIES, НИДЕРЛАНДЫ) ISBN 5-247-01779-Х (СССР)
(SERIES, НИДЕРЛАНДЫ) ISBN 5-247-01779-Х (СССР)