Бесплатный автореферат и диссертация по наукам о земле на тему
Обоснование и разработка эффективных методов обогащения текущих и лежалых хвостов обогащения руд цветных, благородных и редких металлов
ВАК РФ 25.00.13, Обогащение полезных ископаемых
Автореферат диссертации по теме "Обоснование и разработка эффективных методов обогащения текущих и лежалых хвостов обогащения руд цветных, благородных и редких металлов"
На правах рукописи
РУДНЕВ Борис Петрович
ОБОСНОВАНИЕ И РАЗРАБОТКА ЭФФЕКТИВНЫХ МЕТОДОВ
ОБОГАЩЕНИЯ ТЕКУЩИХ И ЛЕЖАЛЫХ ХВОСТОВ ОБОГАЩЕНИЯ РУД ЦВЕТНЫХ, БЛАГОРОДНЫХ И РЕДКИХ
МЕТАЛЛОВ
Специальность 25.00.13 «Обогащение полезных ископаемых»
Автореферат
диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук
Москва - 2004
Работа выполнена в ФГУП «Гипроцветмет»
ФГУП «Научный центр «Гинцветмет»
Научный консультант:
доктор технических наук, профессор Птицын A.M.
Официальные оппоненты:
Доктор технических наук, профессор
Бочаров В.А.
Доктор технических наук, профессор
Небера В.П.
Доктор технических наук
Курков А.В.
Ведущая организация:
СП ЗАО «ИВС»
Защита состоится « 17_» Февраля в 10.00 часов на заседании диссертационного совета Д217.041.01 в Государственном научно-исследовательском институте цветных металлов «Гинцветмет» по адресу:
129515, г. Москва, ул. Академика Королева, 13, тел. 215-39-82, факс: (095) 215-34-53.
С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Гинцветмета. Автореферат разослан «/р^ » ЛмёарЛ, 2005 г.
Херсонская И.И.
Z&8G о
ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ
Актуальность.
Современное развитие горно-металлургического и топливно-энергетического комплексов Российской Федерации характеризуется, с одной стороны, снижением добычи руд цветных и черных металлов, горнохимического сырья, а с другой - вовлечением в переработку труднообогати-мых руд сложного вещественного состава, характеризующихся низким содержанием ценных компонентов, тонкой вкрапленностью и близкими физико-химическими и поверхностными свойствами минералов. Обострение положения с обеспечением потребности в продукции минерально-сырьевого комплекса обусловливает настоятельную необходимость вовлечения в производство сырья техногенных месторождений. По данным В.А.Чантурия в России к настоящему времени уже накоплено 12 млрд. т отходов в виде вскрышных пород и хвостов обогатительных фабрик, содержание ценных компонентов в которых позволяет рассматривать их как реальный ресурс в обеспечении России дополнительным металлом. Определенные потери металлов связаны с отвальными продуктами пиро- и гидрометаллургического передела. Имеется большое количество данных о повышенных содержаниях благородных металлов, в т.ч. золота в месторождениях железа, песчано-гравийных смесей, фосфоритов, нефелинов, бокситов, марганцевых руд, в титано-циркониевых, в калийных солях и рассолах, в гравийно-песчаных массах в реках, в корах выветривания, в хвостах обогащения медных, медно-цинковых, свинцово-цинковых руд. Поэтому вопросы сокращения этих потерь представляют несомненный промышленный и научный интерес. Технико-экономические расчеты, опыт работы ряда зарубежных предприятий показывает, что из отвальных хвостов обогатительных фабрик цветной и черной металлургии, добычи благородных металлов может быть организовано только как попутная из отходов обогащения текущего производства на действующих производствах, а также из перемещаемых горных масс. При этом извлечение ценных компонентов желательно проводить без существенного изменения технологического режима основного производства и без eró реконструкции, а технологические схемы доизвлечен-ния ценных компонентов должны быть просты в эксплуатации и обеспечивать высокую производительность.
Цель работы.
1. Проведение исследований, создание и внедрение на их основе технологий рентабельной переработки обогатительными методами отвальных хвостов руд цветных, благородных и редких металлов.
2. Выполнение анализа обогащения тяжелых минералов в центробежных концентраторах и разработка на этой баз* конструкции
БИБЛИОТЕКА
центробежного концентратора с низким расходом промывной воды, позволяющей получать технологические показатели, соизмеримые с лучшими зарубежными аппаратами.
3. Создание низкотемпературной технологии и аппаратурное решение вопроса получения флюоритовых брикетов (кусков) из флотационного концентрата для нужд черной металлургии с одновременным снижением потерь флюорита с отвальными хвостами.
Научная новизна:
1. Теоретически и экспериментально установлено, что при транспортировке флотационных хвостов по напорным и безнапорным трубопроводам при скоростях взвесенесущего потока 0,8-2,5 м/с происходит расслоение частиц по плотности по высоте трубопровода. При скоростях взвесенесущего потока свыше 3,0 м/с разделение нарушается.
Показано, что при транспортировке флотационных хвостов по напорному и безнапорному трубопроводам расслоение частиц по плотности начинается на расстоянии, равном и более 50D (диаметр хвостопровода) от точки тур-булизации потока (насос, резким поворот трассы).
2. Экспериментами показано, что выделяемая в напорном или безнапорном трубопроводе придонная фракция содержит в 2-3 раза больше Си, РЬ, Аи, чем общие хвосты.
3. Теоретически и экспериментально установлено, что вторичное обогащение тяжелыми минералами в нарифлениях центробежных концентраторов происходит под воздействием потока, движущего по образующей конуса ротора-чаши, причем подача промывной воды по образующей нарифлений усиливает обогащение в нарифлениях.
4. Впервые установлено, что в условиях автоклавно-содового выщелачивания шеелитового флотационного концентрата (Т = 225°С, Р=2,5 МПа) олеиновая кислота не теряет свои флотационные свойства. Она сорбируется из раствора повторно на образующийся искусственный кальцит, вызывая активную флотацию кеков. Разработана технология обратной флотации молибдена.
5. Основные потери силикатных минералов берилла и сподумена при флотации обусловлены различием в поверхностных слоях пенного и камерного продуктов, которое состоит в искажении кристаллической решетки камерных продуктов и наличии на их поверхности гидроксильных групп (ОН)х.
6. Вскрыт механизм взаимодействия олеиновой кислоты с поверхностью силикатов берилла и сподумена, который происходит путем замещения гидроксильных групп, связанных с алюминием, находящемся в октаэдриче-ской координации. Методом электронографии установлено наличие на берилле и сподумене после щелочной обработки вещества, обладающего слоистой структурой и характеризуемого следующими межплоскостными расстояниями 4,46 (4,44) А; 2,59 О&У А; 1,54 (1,50) А.
i Л и • * я * . ■ t " »гск .*« *
*«k W* *<"
Сделанные научные выводы подтверждены экспериментальными исследованиями.
Практическая значение работы.
1. На основании выполненных исследований разработаны рентабельные методы обогащения текущих и лежалых хвостов мокрой переработки руд цветных, благородных и редких металлов.
2. Создана установка для доизвлечения ценных компонентов из отвальных хвостов, транспортируемых по напорному или безнапорному трубопроводам. Установка испытана на обогатительных фабриках АГМК и ДГМК. Степень концентрации ценных компонентов (меди, золота) в выделенной фракции в 2-3 раза выше, чем в исходных хвостах. Установка внедрена на МОФ АГМК, что позволило ежегодно доизвлекать 200-250 кг золота и 370-400 т меди. По заданию комбината разработан рабочий проект на создание установки большей мощности. Простой и дисконтированный сроки окупаемости проекта -1,4 года.
3. Разработана в результате исследований конструкция центробежного аппарата и на предприятии МП «Роторные линии» (г. Тула) налажен выпуск концентраторов КЦА-1,0; КЦА-0,63; КЦА-0,36, созданных на базе совместного патента. Стоимость концентраторов в 5-10 раз ниже, чем стоимость концентраторов Ра1коп и Кпекоп, резко снижен расход промывной воды. Это обстоятельство позволяет закупать данные концентраторы даже мелким фирмам. Например, внедрение фирмой «Сонэко» с участием автора концентраторов для переработки старых хвостов бегунной фабрики позволило получить 40 кг золота в концентратах, содержащих 60-80 г/т золота при извлечении 80-81%.
4. Разработан режим обогащения отвальных кеков Нальчикского гидрометаллургического завода на основе гравитационно-флотационного метода и на его основе выдан совместно с заводом и Союзтвердосплавом регламент на строительство установки.
5. Разработан низкотемпературный режим брикетирования флотационного флюоритового концентрата на ОАО «Ярославский ГОК», перерабатывающем сложные тонковкрапленные карбонатно-флюоритовые руды, создана установка по получению брикетированного флюоритового концентрата. При объеме выпуска продукции марки ФБ-75 - 50 тыс. т в год дисконтированный срок окупаемости проекта 9,1 года. При этом потери флюорита с текущими хвостами снижаются на 4-5%.
Экономическая эффективность результатов
1. В результате внедрения разработок по доизвлечению обогащенной фракции из текущих хвостов медной обогатительной фракции АГМК ежегодно доизвлекается 200-250 кг золота и 370-400 т меди. Дальнейшее расширение этого внедрения по данным рабочего проекта позволит извлекать 1400 т катодной меди, 246 кг золота и 374 кг серебра. Годовая стоимость товарной про-
дукции составит свыше 4,5 млн. долл. США. Простой и дисконтированный сроки окупаемости равны 1,4 года от начала строительства.
2. Внедрение концентратора КЦА-1,0 и КЦА-0,63 фирмой «Сонэко» позволило получить на лежалых хвостах Карабашской бегунной фабрики 40 кг золота за теплый сезон.
3. Внедрение выпуска флюоритовых брикетов марки ФБ-75 по разработанной технологии на ОАО «Ярославский ГОК» из флотационных флюоритовых концентратов, содержащих 80-82% флюорита в объеме 50 тыс. т в год позволит снизить потери флюорита в отвальных хвостах на 4-5%. Окупаемость проекта с учетом дисконтирования 9,1 года.
На защиту выносятся:
1. Результаты исследований по определению условий вывода обогащенной фракции при гидротранспортировке хвостов флотационного обогащения.
2. Показатели разработанной технологии вывода обогащенной фракции из напорных и безнапорных трубопроводов и операций дальнейшего передела обогащенной фракции на базе опытных данных, полученных на крупных фабриках СНГ Алмалыкского и Джезказганского ГМК.
3. Аналитические и экспериментальные исследования по созданию малоэнергоемкой конструкции центробежного концентратора с подачей промывной воды по направляющим нарифлений.
4. Результаты экспериментального изучения поведения жирнокислотно-го собирателя при автоклавно-содовой технологии переработки флотационного шеелитового концентрата, а также технология переработки отвальных ке-ков автоклавно-содовой переработки флотационных шеелитовых концентратов с получением вольфрамового, молибденового и золотосодержащего продуктов.
5. Установленные различия в поверхностных слоях силикатных минералах (берилл, сподумен, альбит), перешедших в пенный и камерный продукт, а также механизм взаимодействия олеиновой кислоты при флотации силикатов и алюмосиликатов, содержащих катионы в виде К, 1л, Ве.
6. Результаты полупромышленных испытаний и внедрения на ОАО «Ярославский ГОК» установки по брикетированию флотационных флюоритовых концентратов, позволяющей снизить потери флюорита с текущими хвостами.
Методы исследования
Исследования по предконцентрации компонентов при транспортировке хвостов на напорным и безнапорным трубопроводам проводились в укруп-ненно-лабораторном, опытно-промышленном и в промышленном масштабах на крупнейших фабриках цветной металлургии СНГ: Алмалыкской медной фабрике и Джезказганских медных и полиметаллической фабриках.
При исследовании механизма действия концентрации драгметаллов и разработке конструкции центробежного концентратора использовались метод «светового ножа», в котором в качестве источника света был использован оптический квантовый генератор на парах кадмия типа ЛПМ-И, а индикаторного вещества - нафталин с добавкой флюоресцеина, а также метод «метки потока с электролитом», который заключается в регистрации моментов прохождения малой неразмытой дозы электролита между пластинами датчика. Испытания промышленных образцов концентраторов КЦА-0,36; КЦА-0,63; КЦА-1,0 проводилось в опытно-промышленных и промышленных масштабах на лежалых или текущих хвостах действующих предприятий.
Испытания по изучению состояния жирнокислотного собирателя, сорбированного на шеелитовом концентрате в условиях автоклавного содового выщелачивания, проводились в автоклаве с отбором проб без остановки процесса выщелачивания. Для определения олеиновой кислоты использовалась методика, основанная на переводе солей органических кислот с твердой фазы в водную фазу концентрированной соляной кислотой (рН<3) с последующей экстракцией молекулярной формы жирных кислот в хлороформную вытяжку и определения оптической плотности хлороформных вытяжек в ИК области X = 1720 см"'. Исследования по разработке схемы обогащения выполнены в лабораторном и опытно-промышленном масштабе на Нальчикском гидрометаллургическом заводе.
Исследования по изучению механизма действия олеиновой кислоты при флотации берилла, сподумена и альбита после щелочной обработки; различий между пенными и камерными продуктами флотации, проводились по методике ультразвукового снятия поверхностного слоя с последующим его изучением ИК-спектроскопией, электронографией.
Отработка технологии снижения потерь флюорита при обогащении сложных карбонатных руд путем изменения выпускаемой продукции и получения брикетированного (окускованного) продукта из флотационного концентрата проводилась в лабораторном и опытно-промышленном масштабе.
Технологические испытания разработанных технологий рентабельной переработки хвостов мокрого обогащения проводились в промышленных условиях с применением стандартных методик оценки результатов.
Публикации
По материалам диссертационной работы опубликован 81 научный труд, в том числе 24 авторских свидетельств и патентов и одно положительное решение на заявку.
Объем работы
Диссертация состоит из введения, 6 глав, заключения, списка используемой литературы и 13 приложений. Диссертация содержит 162 страницы текста, 39 рисунков, 44 таблицы. Библиография включает 157 наименований.
Апробация работы
Результаты исследований, приведенные в диссертационной работе докладывались на конференции «Рудоподготовка и обогащение» (г. Навои, 1975 г.), на конференции «Интенсификация подготовительных и гравитационных процессов обогащения» ИПКОН АН СССР и УК ССР (Днепропетровск, 1980 г.), на Всесоюзной научно-практической конференции «Развитие теории и практики совершенствования технологии рудоподготовки при обогащении» (Ме-ханобр, Ленинград, 1981 г.), на III Международном конгрессе по обогащению полезных ископаемых стран СНГ (МИСиС, 2001 г.), на Научном симпозиуме «Неделя горняка - 2003» (МГГУ, Москва, 2003 г.), Международной конференции СП «Эрдэнэт» (2004 г.).
Разработка по технологии переработки отвальных кеков Нальчикского гидрометаллургического завода награждена бронзовой медалью 1987 г. ВДНХ СССР, за разработку центробежных концентраторов - золотой медалью на III Московском международном салоне инноваций и инвестиций (М. 4-7 февраля 2003).
1. МИРОВОЙ ОПЫТ ПЕРЕРАБОТКИ ХВОСТОВ ОБОГАЩЕНИЯ И ОТВАЛОВ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО ПРОИЗВОДСТВА
1.1. Переработка хвостов обогащения на зарубежных предприятиях
За рубежом определенное распространение получило извлечение сульфидной меди из отвальных хвостов в бедные медные концентраты, цинковые и свинцовые флотационные концентраты из старых хвостов. Используется кучное выщелачивание золота, меди (окисленные руды). Широкое распространение для извлечения тонкого и мелкого золота из техногенных месторождений находят центробежные концентраторы типа Ра1коп и Кпе^оп.
1.2. Переработка хвостов обогащения на предприятиях СНГ
К сожалению, в отличие от зарубежных, на фабриках РФ и странах СНГ практика обогащения отвальных хвостов не нашла должного распространения, в последнее время внедрена переработка хвостов на следующих предприятиях:
1. ЗАО «Предприятие Цветмет» (Украина), на котором перерабатываются отвальные хвосты Вольногорского ГМК. Обогащение хвостов осуществляется на четырехярусных конусных сепараторах конструкции П.Д.Белогай. Полученный на конусных сепараторах черновой концентрат подвергается перечистке на секторных концентраторах, а затем доводке на доводочной фабрике. Производительность ДОФ - до 150 т коллективного концентрата в сутки.
2. На ОАО «Горно-металлургическая компания «Норильский никель», где внедрена гравитационно-флотационная схема переработки руд и лежалых хвостов. За счет внедрения в голове и хвостах флотационного обогащения гравитационного обогащения на концентраторах Нельсон (КН-48) стало возможным экономически выгодно перерабатывать малосульфидные руды. Из лежалых хвостов переработки вкрапленных руд извлечение платины в концентрат колеблется от 13 до 14% (от операции).
3. На ОАО «АГМК» (Республика Узбекистан) внедрена установка по доизвлечению ценных компонентов из отвальных хвостов с использованием эффекта расслоения частиц по плотности при их транспортировке по хвостопроводу.
4. Кучное выщелачивание золота с грануляцией измельченных или глинистых хвостов и руд (Кировское (Оренбургской обл., Сопка Рудная (Чукотка), Майское (ЗДК «Золотая звезда) и др.).
1.3. Переработка отвальных продуктов металлургического производства
В промышленном масштабе как в странах СНГ, так и в зарубежных применяется переработки медных шлаков флотацией. На стадии исследований показана возможность извлечения меди из кеков сернокислотного автоклавного выщелачивания медно-цинковых, медно-свинцово-цинковых концентратов.
Анализ мирового опыта показывает:
1. Извлечение металлов из отвальных хвостов имеет важнейшее народно-хозяйственное значение как дополнительный источник сырья, так и в решении экологических проблем.
2. Наибольшее применение для первичной концентрации находят гравитационные методы.
2. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ПРЕДКОНЦЕНТРАЦИИ ЦЕННЫХ КОМПОНЕНТОВ ИЗ ОТВАЛЬНЫХ ХВОСТОВ ПРИ ИХ ГИДРОТРАНСПОРТЕ
2.1. Физическое обоснование возможности разделения минеральных частиц по плотности при гидротранспортировании
При мокрых методах обогащения для удаления хвостов к местам укладки используется гидротранспорт по трубопроводам безнапорный, напорно-самотечный и напорно-принудительный. При этом пульпа имеет такую скорость движения, что все частицы пульпы движутся во взвешенном состоянии. Минимальная скорость, при которой все частицы находятся во взвешенном состоянии называется критической. Имеется ряд методик по расчету критических скоростей. Для частиц крупностью 0,05 мм< <1ср <1 мм и плотности твердого 2,6-4,0 т/мэ по Сазонову Г.Т. составляет:
(1ср - средняя крупность частиц, мм.
Частицы, находящиеся во взвешенном потоке, находятся под действием двух сил: взвесенесущего потока, характеризуемой критической скоростью укр, и силы веса, характеризуемой гидравлической крупностью частиц. Расчеты
(1)
где: рп - плотность пульпы, т/м3;
рж - плотность воды, т/м3; рт - плотность твердого, т/м3; Экр - критическая скорость, м/с; g -ускорение свободного падения, м/с2;
,3.
гидравлической крупности частиц (скорости осаждения частиц относительно жидкости) выполнены в целом ряде источников, показывают, что в условиях ламинарного режима (с!< 0,1 мм; Яе < 1):
&=*г(ря-рж)-е1\%/1, (2)
где Яе - число Рейнольдса;
/л - динамическая вязкость среды;
для турбулентного режима:
Э = (3)
V УРж )
для переходного режима (0,1 мм<ё< 2 мм; 1^Яе<1000):
5 = 0,89 а\1(рт-рж)2-/1-рм (4)
Учитывая, что частицы в гидросмеси находятся в стесненных условиях, для расчета гидравлической крупности частиц вводится коэффициент, учитывающий взаимное влияние частиц друг на друга. По Олевскому В.А.: Эст=Я„(1-Т/Тм), (5)
где: 9ст - гидравлическая крупность частиц в условиях стесненного движения;
9 — гидравлическая крупность частиц в условиях свободного движения;
Т- весовая концентрация твердого;
Тм - максимальная концентрация твердого в пульпе при расположении твердых частиц в кубической решетке.
Так как сростки породы с ценными минералами, частицы благородных металлов имеют более высокую плотность, чем породные минералы, и соответственно более высокую гидравлическую крупность, можно ожидать, что на определенном расстоянии от точки возмущения (турбуляции) потока (точка подачи, насос, поворот трассы) должно произойти расслоение пульпы.
2.2. Экспериментальные исследования условий вывода обогащенной фракции при гидротранспорте отвальных хвостов
К основным характеристикам кинематической структуры взвесенесуще-го потока относится распределение скоростей, плотностей взвесей, а также транспортируемых Твердых частиц по крупности и плотности в сечении потока. В зависимости от режима движения гидросмеси распределение перечне-
ленных характеристик по живому сечению потока различно, что связано с транспортирующей способностью потока.
Исследования по влиянию взвесенесущего потока на распределение твердых частиц в потоке изучались на установке (рис. 1).
Для исследования расслоения частиц по сечению трубопровода по крупности и плотности была использована искусственная смесь: пустая порода (в основном кварц), плотность - 2,65 г/см3 и пирротин - 4,5-4,6 г/см3. Состав исходной пробы приведен в табл. 1. Проба характеризовалась пониженным содержанием серы в кл. +0,16 мм (1,4%) и высоким содержанием серы в классе -0,08+0,04 мм (12,5%) и -0,04+0,02 мм (15,5%).
Таблица 1
Ситовой состав и распределение серы по классам в исходном питании опытной установки
класса, мм Выход, % Содержание серы, % Распределение серы, %
+0,16 9,3 1,4 1,8
-0,16+0,08 21,4 3,7 10,9
-0,08+0,04 19,8 12,5 34,1
-0,04+0,020 5,9 15,5 12,6
-0,021 436 6,74 40,6
100 7,25 100,0
1 - загрузочный бак; 2 - насос; 3 - электромагнитный расходомер ИР-51; 4 - вставка из стекла; 5 - регулировочная задвижка; б - мерная емкость на весах; 7 - гидродинамическая трубка; 8 - демпферы; 9 - датчик перепада давления;
10 - водяной дифманометр; 11 - вентили Как показали эксперименты, наличие в потоке твердых частиц приводит к деформации поля скоростей по отношению к скоростному полю потока во-
ды. Наблюдалось увеличение скоростей в верхней части потока и уменьшение в нижней, смещение динамической оси потока по отношению к геометрической его оси.
В зависимости от изменения режима движения отмечено и перераспределение крупности твердых частиц по сечению трубопровода. Так при одной и той же консистенции гидросмеси увеличение средней скорости транспортирования позволяет потоку поднимать более тяжелые частицы на большую высоту, т.е. более равномерно распределять их по сечению, с увеличением плотности потока все более крупный материал попадал в верхнюю часть потока, о чем свидетельствует средний диаметр частиц в пробе для различных точек по высоте потока.
Сопоставляя графики распределения фракций различной крупности по сечению (рис. 2) и распределение содержания серы в тех же точках (рис. 3), можно отметить ряд закономерностей. Например, содержание фракции -6,0410,02 мм, для фракции -0,08+0,04 мм и -0,04+0,020 мм по сечению потока изменяется незначительно, тогда как содержание серы в этих фракциях меняется значительно. Соответственно для фракции 0,08+0,04 мм с 11% серы (0,8 диаметра от дна трубы) до 16,0% серы (0,2 диаметра от дна трубы); для фракции -0,04+0,02 мм - с 17% серы до 20,0% серы. Аналогичные изменения наблюдаются и для фракции -0,16+0,08 мм (с 2,8% серы до 6,5% серы). Для фракций +0,16 мм и -0,02 мм в изученных режимах движения распределение серы по высоте сечения потока наблюдалось от 2% до 2,5% и от 6% до 8,6% соответственно.
Рис. 2. Распределение фракций по сечению потока 1 - +0,16 мм; 2 - -0,16+0,08 мм; 3 - -0,08+0,04 мм; 4 - -0,04+0,02 мм; 5 - -0,02 мм; |9 = 1,3 М/С, рд= 1100 КГ/М3 Исходя из этих исследований, следует отметить, что для всех фракций крупности на расстоянии 0,05-0,1 диаметра от дна трубопровода проявляется распределение частиц по плотности: частицы, содержащие серу, как более тя-
желые перемещаются в нижней части потока, хотя такое же количество частиц той же крупности (по меньшей плотности) находится в верхней части.
и- и й
сощааям оадн , >
Рис. 3. Распределение содержание серы в /- ой фракции по сечению потока
1 - +0,16 мм; 2 - -0,16+0,08 мм; 3 - -0,08+0,04 мм; 4 - -0,04+0,02 мм;
5 - -0,02 мм; |9 = 1,3 М/С, рд = 1100 КГ/м3
2.3. Проведение исследований по определению условий вывода обогащенной фракции из хвостопроводов
На первом этапе была изучена принципиальная возможность выделения обогащения фракции из отвальных хвостов. Средняя скорость пульпы составляла 2-2,3 м/с, что близко критической. С этой целью на хвостопроводе медной фабрики АГМК в районе I насосной была смонтирована установка (рис. 4), позволяющая выводить из хвостопровода диаметром 1000 мм различные фракции пульпы по высоте хвостопровода. Заборное устройство представляло собой передвижную трубку типа Пито диаметром 75 мм, установленную на верхней части хвостопровода. Расстояние точки отбора от места возмущения -100 м. Результаты опытов приведены в табл. 2.
При диаметре заборного устройства 75 мм производительность установки при выводе нижней части потока пульпы составила 43,6 т/ч (давление в напорном хвостопроводе в точке отбора составляла 5,1 атм). Следует подчеркнуть наличие в нижней части потока (0,030) частиц крупностью более 1 мм. В табл. 3 приведена гранулометрическая характеристика и в табл. 4 - минералогический состав продукта, отобранного заборным устройством из нижней части потока пульпы.
Таблица 2.
Распределение ценных компонентов во фракциях, отобранных из напорного хвостопровода по высоте хвостопровода (МОФ АГМК)
Параметры Относительная глубина отбора проб от дна хвостопровода
0,8 0* 0,6 Б* 0,08 В* 0,03 п*
Содержание твердого, % 16,4 20,1 30,6 44,0
Содержание меди, % 0,06 0,08 0,16 0,25-0,30
Содержание золота, г/т 0,15 0,2 0,40 0,5-1,0
Содержание серебра, г/т 0,7 0,8 1,8 1,9
Содержание класса+0,21 мм 8,8 20,0 35,0 70-80
Содержание класса +0,071 мм 75-80 60-70 50-55 15-20
* - О - диаметр хвостопровода
Рис. 4. Экспериментальная установка для вывода обогащенной фракции из хвостопровода
Таблица 3.
Гранулометрическая характеристика и распределение металлов по классам крупности продукта, отобранного из нижней части потока отвальных хвостов, транспортируемых по напорному пульпопроводу
Крупность, мм Выход, % Содержание, %, г/т Распределение, %
медь золото медь золото
+1 2,8 0,41 0,6 4,8 2,5
-1+0,6 8,8 0,35 0,5 12,9 10,0
-0,6+0,4 38,4 0,30 0,4 48,2 39,0
-0,4+0,21 20,0 0,22 0,4 18,5 20,9
Крупность, мм Выход, % Содержание, %, г/т Распределение, %
медь золото медь золото
-0,21+0,15 6,7 0,13 0,3 3,6 6,0
-0,15+0,10 7,8 0,09 0,3 2,9 7,2
-0,10+0,071 0,5 0,14 0,3 0,3 0,5
-0,071+0 15,0 0,14 0,3 8,8 13,9
Итого 100,0 0,24 0,39 100,0 100,0
Таблица 4.
Минералогический состав продукта, отобранного из нижней части потока отвальных хвостов, транспортируемых по напорному пульпопроводу
Коли- Размер свободных зе- Размер зерен в срост-
чест- рен, мм ках мм
Наименование Содер- во предельный
минералов жание, % сростков, % преобладающий предельный преобладающий
Пирит 2-4 30 0,4-0,01 0,2-0,02 0,2-0,005 0,1-0,01
Халькопирит Окислы железа 1 1 59 30 0,5-0,05 0,05-0,01 0,2-0,1 0,2-0,005 0,4-0,01 0,1-0,02 0,2-0,05
Халькозин ед. зерна - - - - 0,010
Ковеллин ед. зерна - - - - 0,02-0,01
Медь металли- ед. зерна - - -
ческая
Нерудные
Данные табл. 3-4 показывают, что продукт, выделенный из придонной части напорного хвостопровода, содержал по сравнению с общими отвальными хвостами меди в 3 раза, золота в 3 раза, а серебра в 1,5 раза больше. Основной ценный минерал - халькопирит был представлен на 59-60% в виде сростков. Следует отметить повышенное содержание в этом продукте ценных компонентов не только в крупной фракции +0,15 мм, но и в тонкой фракции -0,071 мм, что свидетельствует о наличии в придонной части и мелких тяжелых фракций. Аналогичные исследования были выполнены на безнапорном хво-стопроводе, по которому транспортируются отвальные хвосты X секции (~10 млн. т руды в год) в зумпф хвостовой насосной станции. При этом заборное устройство, выполненное в виде трубки Пито диаметром 75 мм, было установлено снизу хвостопровода. Расстояние точки отбора от места возмущения составило 55 м. Выделенная при этом придонная фракция содержала 40% твердого, 60% кл. +0,21 мм и 0,22% меди, 0,35 г/т золота, что было близко к показателям, полученным при выводе обогащенной фракции на напорном хвосто-проводе. Для учета влияния на расслоение ценных компонентов по высоте
хвостопровода расстояния от места турбулизации потока (насосы, резкий поворот трассы на угол более 45°) была изучена зависимость распределения ценных компонентов от расстояния точки отбора проб от места возмущения. Для напорного хвостопровода медной обогатительной фабрики АГМК эти результаты приведены в табл. 5. Как показывают эти исследования, для медных хвостов АГМК этот процесс стабилизируется через 50-100 м от места возмущения.
Аналогичные исследования были выполнены на напорных трубопроводах, транспортирующих отвальные хвосты медных и полиметаллической фабрике ДГМК (табл. 6,7,8).
Как видно из этих данных, имеется четкая тенденция концентрации ценных компонентов в придонной части взвесенесущего потока. Для хвостов флотации медных руд степени концентрации по меди и серебра составляет 2-3, для хвостов флотации полиметаллических руд - для меди, свинца и серебра соответственно 2, 1,5 и 1,5. Более низкая степень концентрации ценных компонентов по сечению потока для полиметаллических руд объясняется более тонким помолом этих руд. Следует отметить, что концентрация ценных тяжелых компонентов для хвостов ДГМК наблюдается в одних и тех же классах крупности по сечению потока, что и для отвальных хвостов МОФ АГМК.
Таблица 5.
Зависимость распределения ценных компонентов, содержания класса +0,21 мм, содержания твердого по высоте хвостопровода от расстояния до места возмущения, МОФ АГМК.
Место отбора проб из хвостопровода от точки возмущения, м (поворот хвостопровода]
10 30 50 100
Параметры Высота отбора пробы от дна хвостопровода, м Высота отбора пробы от дна хвостопровода, м Высота отбора пробы от дна хвостопровода, м Высота отбора пробы от дна хвостопровода, м
0,96 0,72 0,06 0,036 0.% 0,72 аоб 0,036 0,96 0,72 0,06 0,036 0,96 0,72 0,06 0,036
Содержание твердого, % 18,3 203 20,3 21,0 17,4 20,2 20,6 30,4 16,0 16,2 35,0 42,3 16,0 16,0 40,4 45,2
Содержание кл. +0,21 мм 19,0 20,9 20,4 21,0 15,0 15,5 36,0 38,5 6,0 7,5 50,4 62,3 1,3 7,4 65 70,3
Содержание меди, % 0,10 0,10 0,12 0,13 0,08 0,08 0,17 0,18 0,06 0,06 0,16 0,25 0,05 0,06 0,23 0,25
Содержание золота, г/т 0,18 0,20 0,22 0,23 0,18 0,18 0,3 0,4 0,15 0,15 0,4 0,5 0,15 0,15 0,4 0,6
Содержание серебра, г/т 0,8 0,8 0,9 0,9 0,7 0,7 1,6 1,8 0,6 0,7 1,8 1,9 0,65 0,7 1,8 2,0
Таблица 6.
Распределение металлов, классов крупности, плотности продуктов по высоте сечения хвостопровода при гидротранспорте хвостов флотации медных сульфидных руд (район 10 пикета, ~ 1,5 км от насосной станции)
Параметры Точка отбо за пробы, мм от дна хвостопровода
950 650 350 50
Содержание металлов: меди, % серебра, % 0,08-0,10 2,3-2,4 0,08-0,11 2,4-2,7 0,11-0,14 3-3,2 0,32-0,35 4,4-6,0
Содержание классов, % +0,21 мм -0,21+0,074 мм -0,074 мм 0,4 12-14 85-87 1,2 17-25 74 4,7 35 60 38-55 32-34 12-28
Содержание меди в классе, % +0,21 мм -0,21+0,074 мм -0,074 мм 0,2-0,23 0,11-0,12 0,07-0,09 0,2-0,23 0,12-0,13 0,08-0,09 0,22-0,27 0,12-0,14 0,08-0,10 0,4-0,43 0,11-0,14 0,13-0,15
Содержание серебра в классе, г/т +0,21 мм -0,21+0,074 мм -0,074 мм 5,6 2,5-3,0 2-2,4 6,0 2,5-3,0 2,1-2,4 6,3 2,5-3,0 2-1-2,6 8,3-8,8 3-4 2,5-3,6
* В исходных хвостах за период испытаний содержание меди составляло 0,116%. Диаметр трубопровода - 1200 мм.
Таблица 7.
Распределение металлов, классов крупности, плотности продуктов по высоте сечения хвостопровода при гидротранспорте хвостов флотации полиметаллических руд
Параметры Точка отбора пробы, мм от дна хвостопровода
510 360 200 50
Содержание металлов:
меди, % 0,04 0,042 0,045 0,13
свинца, %, 0,09 0,09 0,09 0,17
серебра, г/т 0,8 0,8 0,8 1-1,2
Содержание классов, %
+0,15 мм 2-4 6-8 12-15 70
-0,15 мм 96-98 94-98 88-85 30
Параметры Точка отбора пробы, мм от дна хвостопровода
510 360 200 50
Содержание меди в классе, %
+0,15 мм 0,10 0,12 0,12 0,17
-0,15 мм 0,04 0,04 0,05 0,07
Содержание свинца в классе, %
+0,15 мм 0,15 0,15 0,20 0,25
-0,15 мм 0,09 0,09 0,10 0,12
Содержание серебра в классе,
г/т
+0,15 мм 1,0 1,0 1,0 2,0
-0,15 мм 0,8 0,8 0,8 0,8
Плотность, % ТВ. 13-16 20-23 24-26 32-37
* В исходных хвостах за период испытаний содержание меди составляло 0,06%, свинца - 0,11 %, серебра - 0,8 г/т. Диаметр трубопровода - 620 мм.
Таблица 8.
Влияние расстояния от насоса на показатели отбора обогащенного продукта из напорного хвостопровода медных фабрик ДГМК
Параметры Точки отбора проб от насосной,м
160 600 1500
Содержание общее:
меди, % 0,28 0,28 0,28
серебра, г/т 5,9 5,9 6,0
Содержание классов, %
+0,21 мм 50,0 50,2 50,5
-0,21+0,074 мм 28,5 30,4 29,5
-0,074 мм 21,5 19,4 20,0
Содержание меди в классе, %
+0,21 мм 0,42 0,41 0,42
-0,21+0,074 мм 0,13 0,13 0,13
-0,074 мм 0,15 0,15 0,15
Содержание серебра в классе, г/т
+0,21 мм 8,0 8,0 8,8
-0,21+0,074 мм 4 4,1 4,4
-0,074 мм 3,2 3,2 3,6
2.4. Лабораторные и полупромышленные опыты по доизвлечению ценных компонентов из продуктов, выделенных из отвальных хвостов медной фабрики АГМК, и 1-П медных фабрик и III полиметаллической фабрики ДГМК
Так как в выделенной обогащенной фракции отвальных хвостов МОФ АГМК ценные компоненты на 70-85% были сосредоточены в классе +0,21 мм, то этот продукт перед флотацией подвергался измельчению до крупности 5560% -0,074 мм. Результаты флотационных опытов в замкнутом цикле приведены в табл. 9.
Схема предусматривала основную медную флотацию в течение 5 минут, две перечистки пенного продукта с подачей хвостов перечисток в основную флотацию. В перечистки подавалась известь для создания СаО > 300 мг/л. Флотация проводилась при подаче в основную флотацию 10 г/т бутилового ксантогената и 5-10 г/т вспенивателя Т-80.
Таблица 9.
Результаты дофлотации ценных компонентов из продукта, выделенного с помощью заборного устройства из отвальных хвостов МОФ АГМК
Наименование продукта Выход, % Соде эжание, %, г/т Извлечение, %
Си Аи Си Аи Ак
Медный продукт Хвосты Продукт заборного устройства 1,6 98,4 100,0 7,0 0,1 0,21 16 0,2 0,45 20 0,8 1,11 53,3 46,7 100,0 56,5 43,5 100,0 28,8 71,2 100,0
Данные лабораторных исследований показали, что по простой схеме из обогащенной фракции отвальных хвостов МОФ АГМК можно получить концентрат, пригодный для использования в качестве золотосодержащего флюса при медной плавке.
Полупромышленные испытания подтвердили лабораторные данные. Устройство для вывода обогащенной части были установлены на напорных хвостопроводах (4 хвостопровода диаметром 1200 мм), проходящих по эстакаде в районе X секции МОФ АГМК. Объем отбираемой обогащенной части хвостов составлял 60 т/ч по твердому, что соответствовало производительности имеющейся в наличии мельницы МШЦ27х36. Крупность отобранного материала соответствовала 70% кл. +0,21 мм, содержание меди - 0,2-0,3%; золота - 0,3-1,0 г/т; серебра - 1-1,5 г/т. После доизмельчения до крупности 65% кл. -0,071 мм и флотации был получен пенный продукт, содержащий 8-10% меди;
30-50 г/т золота; 20-25 г/т серебра при извлечении соответственно 50-55%; 5560% и 40-45%.
Лабораторные исследования по обогащению продуктов, отобранных с помощью заборных устройств из отвальных хвостов I-II фабрик (медные хвосты) и III фабрики (полиметаллические) ДГМК приведены в табл. 10. Расход реагентов (г/т): сернистого натрия - 50, ксантогената бутилового - 15, Т-80 -36. Концентрат основной флотации подвергался одной перечистке.
Таблица 10.
Показатели флотации обогащенной фракции, выделенной из отвальных хвостов флотации медных сульфидных руд ДГМК с помощью заборного устройства
Продукты Выход, % Содержание, %, г/т Извлечение, %
Си Ар Re Си Ag Re
Концентрат 0,95 19,15 345 10 65,2 58,2 14,5
Промпродукт 0,99 0,73 11,0 4,3 2,6 1,9 6,5
Хвосты флотации 69,48 0,08 2,0 0,5 19,9 24,7 52,9
Тонкий слив 28,58 0,12 3,0 0,6 12,3 15,2 26,1
Питание 100,0 0,28 5,63 0,66 100,0 100,0 100,0
В табл. 11 приведены данные по флотационному обогащению продукта, выделенного с помощью заборного устройства из хвостов флотации полиметаллических руд.
Таблица 11.
Показатели флотации обогащенной фракции, выделенной из отвальных хвостов флотации полиметаллических руд ДГМК с помощью заборного устройства
Продукты Выход, % Содержание, %, г/т Извлечение, %
Си РЬ Ag Re Си РЬ Ag Re
Концентрат 0,86 6,0 12,5 72 21,2 56,7 56,6 51,2 34,8
Промпродукт 1,61 0,24 0,89 4,5 2,2 4,2 7,5 6,0 6,7
Хвосты фло- 87,03 0,03 0,06 0,5 0,3 28,7 27,5 35,9 49,2
тации
Тонкий слив 10,5 0,09 0,15 0,8 0,5 10,4 8,4 6,9 9,8
Питание 100,0 0,091 0,19 1,2 0,53 100,0 100,0 100,0 100,0
3. РАЗРАБОТКА ГРАВИТАЦИОННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ВЫДЕЛЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ТЕКУЩИХ И ЛЕЖАЛЫХ ХВОСТОВ
3.1. Описание движения пульпы в центробежном аппарате
Одним из наиболее перспективных направлений извлечения тонких частиц благородных металлов является обогащение в безнапорных центробежных концентраторах. Участвуя в вынужденном вращении, создаваемом ротор-чашей, пульпа образует в роторе параболоид вращения. При определенном постоянном объеме жидкости и частоте вращения уравнение поверхности параболоида вращения в сечении примет вид:
2 2 X
, (6)
где: г0 - вершина параболоида вращения;
и> - угловая скорость вращения жидкости; гх- высота, достигаемая жидкостью на радиусе вращения х;
X - радиус вращения.
Дальнейшее увеличение объема жидкости в роторе-чаше приведет к выбросу пульпы из ротора, что и происходит при непрерывной подаче питания в аппарат.
Движение частицы, находящейся под действием центробежной силы и восходящего потока, условно можно разделить на два периода.
1. Движение частицы до соприкосновения со стенкой (нарифлением) ротора-чаши.
2. Движение частицы, достигнувшей нарифления и вращающейся под действием смывного потока.
Условие достижения частицей размером с1 и плотностью рт стенки ротора на определенной высоте Н1 выводится из уравнения:
Я, г,
= (7)
^вер рад
где: 9 - средняя вертикальная скорость подъема частиц от дна ротора до высоты Н1;
^рад ~ средняя радиальная скорость частицы от середины ротора до радиуса г,.
Среднюю вертикальную скорость частиц можно определить как разность между средней скоростью движения жидкости и скоростью падения частицы под действием силы веса. Для условий ламинарного движения
9 - б ^8{рт-рж)
&вер ~ 2 ¿Г >
ЛГ -5 18//
где: () - производительность по объему;
5 - площадь параболоида вращения; рт - плотность твердого; рж - плотность жидкого; г - радиус чаши на расчетной высоте Н1; с/- диаметр частицы;
// - коэффициент динамической вязкости жидкости.
Радиальная составляющая скорости движения частицы: д& л
—р^_ = р _р Г9ч
^ ^ центр сопр' V /
где: т - масса частицы;
Рцентр - Центробежная сила, действующая на часгацу на ргщиусе Г,;
Рсопр ~ сопротивление жидкости движения частицы: д9х* П г
При установившемся движении-= и (т.е. в момент, когда частица
достигла ротора-чаши в условии ламинарного движения) максимальная радиальная скорость частицы составит:
^ = 00) 18//
а средняя радиальная скорость:
^ = сю
После достижения частицей поверхности она начинает двигаться вместе с ротором сепаратора. При этом на верхние частицы постели, находящиеся в нарифлениях, действует подъемная сила со стороны потока, двигающегося вдоль образующейся чаши-ротора.
Подъемную силу, действующую со стороны потока на частицу, можно определить:
Р = ржКуП-и2, (12)
где: рж - плотность жидкости, обтекающей твердое тело (частицу);
Ку - коэффициент, учитывающий форму частицы;
С1 - наибольшая площадь сечения твердого тела перпендикулярно потоку;
11 - скорость потока вдоль образующей ротора.
Скорость потока вдоль образующей для сферической поверхности можно определить:
и2=э2верт+Кд оз)
Подъемной силе потока противостоит сила трения, создаваемая центробежной силой, которая прижимает частицу к поверхности ротора.
Сила трения определяется из уравнения:
Ртр=Ктр-ту^г, (14)
где: К - коэффициент трения;
- окружная скорость вращения ротора;
г, - радиус ротора в точке закрепления частицы;
т - масса частицы.
При равенстве этих сил частица остается в нарифлении и постепенно происходит уплотнение постели:
Рж Ку •^(#2еерт+&2рад)=Ктр Рт ~Рж -Г,,(15)
где: = П (для шара).
4
При преобладании подъемной силы потока частица перейдет на новый уровень концентратора, где на нее будет действовать большая центробежная сила и изменившийся вымывной поток.
Анализ приведенных выше уравнений показывает:
1. Решающую роль во вторичном обогащении играет поток, движущийся вдоль нарифлений.
2. Изменение угла наклона образующей ротор-чаши влияет на вторичное обогащение, т.к. это влияет на скорость смывного потока.
3. Подачу разрыхляющей воды необязательно проводить через отверстия в днище нарифлений.
3.2. Экспериментальное исследование гидродинамики потоков в центробежном сепараторе
Приведенное выше описание процесса движения частиц в центробежном сепараторе показывает, что процесс обогащения происходит при непрерывно изменяющихся скоростях радиального и осевого потоков. Принятое допущение, что жидкость вращается с постоянной угловой скоростью, не соблюдается. Только пристенные слои жидкости вращаются с той же угловой скоростью, что и стенка ротора, причем окружное смещение жидкости зависит от производительности аппарата.
По этой причине было проведено экспериментальное изучение гидродинамики потоков. Для определения структуры потоков был применен метод «светового ножа».
Для точного определения всех составляющих скоростей потока был применен метод «метки потока электролитом».
Условия опытов: объем поступающей воды - 4 л/мин, число оборотов ротора - 420 об./мин, диаметр ротор-чаши - 100 мм.
Визуальность наблюдения гидродинамики движения пульпы в сепараторе показало наличие четырех зон (рис. 5):
I - центральная зона, прилегающая к питающему патрубку и характеризующаяся нисходящим потоком;
II - зона турбулентного перемешивания;
III - зона, примыкающая к стенке ротора, характеризующаяся упорядоченным движением и максимальной окружной скоростью движения;
IV - зона турбулентного перемешивания в нарифлениях.
Измерение тангенциальной составляющей скорости ^ на горизонтальном сечении сепаратора по радиусу показал, что V/ возрастает от центральной зоны к периферии. Однако величина изменения скорости для каждого горизонтального сечения различна (для нижних горизонтов она меньше, чем для верхних). Так, например, для высоты 15 мм тангенциальная составляющая скорости изменяется от 0 до 1,321 м/с, а для высоты 35 мм - от 0 до 1,5 м/с, для высоты 45 мм - от 0 до 2,01 м/с. Расчеты показывают, что тангенциальная скорость жидкости у стенки ротора-чаши практически совпадает со скоростью твердого тела. Причина этого явления связана с различной угловой скоростью движения жидкости по высоте сепаратора, т.к. поступающая жидкость увлекается во вращательное движение постепенно.
Рис. 5. Схема движения потоков в центробежном сепараторе
1 - Зона нисходящего потока
2 - Зона турбулентного перемешивания
3 - Зона упорядоченного движения.
4 - Зона турбулентного завихрения в нарифлениях
Измерение радиальной составляющей скорости потока показало,
что в горизонтальном сечении имеет ^рад четко выраженный минимум в
центральной зоне ротора. Скорость возрастает от центра к краю ротора. Так на уровне 15 мм от дна чашки радиальная скорость изменяется от 0 до 0,37 м/с на уровне 35 мм от 0 до 1,33 м/с.
Приведены данные по экспериментальному измерению осевой составляющей скорости потока. Осевая (вертикальная) составляющая скорости уменьшается с увеличением высоты ротора, что связано с увеличением площади истечения жидкости. Имеется выраженный переход осевой скорости через нулевое значение, что объясняется наличием в роторе нисходящего и восходящего потока. В измеренных пределах на горизонтальном сечении 15 мм вертикальная составляющая скорости изменяется от -0,1 м/с до 0,35 м/с, на уровне 35 мм - от 0,-11 м/с до +0,11 м/с, на уровне 45 мм - от -0,18 м/с до +0,15 м/с. Возрастание осевой скорости после горизонтального сечения на высоте 45 мм объясняется влиянием параболоида вращения.
Следует отметить, что при подаче в центробежный безнапорный концентратор пульпы приводит к быстрому исчезновению IV зоны (турбулентное
перемешивание в нарифлениях), что приводит к уплотнению постели и прекращению улавливания ценных компонентов. Учитывая приведенные выше экспериментальные исследования, в конструкцию сепаратора были внесены определенные изменения, а именно, вдоль направляющих нарифлений была подана через специальные сопла взрыхляющая вода. При этом, учитывая, что центробежная сила возрастает от низа ротора-чаши к ее верху, диаметры сопел имеют разный размер (больший диаметр у нижних нарифлений), что позволяет регулировать скорость разрыхляющей воды с учетом высоты ротора-чаши. После окончания периода накопления эта вода смывает концентрат и разгружает его через ложное дно.
Данная конструкция центробежных концентраторов (пат. РФ № 2213621), как и ряд ее модификаций, выпускается МП «Роторные линии». Возможны варианты выпуска сепараторов КЦА-1,0, КЦА-0,63, КЦА-0,36 (диаметры ротора-чаши соответственно 1000, 630 и 360 мм) с автоматическим и ручным управлением процесса.
3.3. Укрупненные лабораторные испытания на доизвлечение благородных металлов из отвальных хвостов с помощью центробежных концентраторов
Укрупненные испытания по доизвлечению благородных металлов из лежалых хвостов были выполнены на целом ряде объектов:
- Артемовская ЗИФ (Красноярский край): при содержании золота в отвальных пирротиновых хвостах 0,5-0,18 г/т получены концентраты, содержащие 32-70 г/т золота при извлечении 61-87%. Лучшие результаты получаются при доизмельчении хвостов;
- фабрика им. Белова (Магаданская обл.): при содержании золота в отвальных хвостах 1,5-1,7 г/т получен концентрат, содержащий 230-300 г/т золота при извлечении на уровне 70-75%;
- ФЗЦО им. Артема: из хвостов, содержащих 1-2,5 г/т золота получены концентраты, содержащие 28-34 г/т золота при извлечении 68%;
- Семеновская ЗИФ: из хвостов, содержащих 1,7 г/т золота после доиз-мельчения до 60% кл. -0,071 мм, получен концентрат, содержащий 20-50 г/т золота при извлечении 45-60% золота;
- Норильская обогатительная фабрика: из хвостов богатой руды, содержащих 0,67 г/т платины, 0,06 г/т золота получен концентрат, содержащий до 100 г/т платины и 10 г/т золота при извлечении 1,0-1,2%.
Испытания проводили с использованием концентратора КЦА-0,36. Значительные изыскания были выполнены по изучению возможности доизв-лечения благородных металлов из отвальных эфелей драги ДМ-250 на прииске «Заамар» (Монголия). Работы проводили на концентраторе КЦА-0,36, который был установлен на драге по ее левому борту с обеспечением непрерывной
подачи питания из левой хвостовой колоды. Отбор пробы осуществлялся через шпальтовое сито с размером щели 3x320 мм, которое было установлено на дне колоды. Объемная производительность потока, направляемого на сепаратор, составляла 3,0-4,5 м /ч при колебаниях плотности пульпы Ж:Т от 3 до 12 что было связано с условиями работы драги. Показатели по содержанию благородных металлов в концентрате КЦА-0,36 приведены в табл. 12. Обращает на себя внимание наличие в этих продуктах металлов платиновой группы, ранее на прииске «Заамар» не отмеченных.
Таблица 12.
Содержание благородных металлов в черновых концентратах
Дата испы- Содержание, г/т
таний золота серебра платины палладия
27.05 16,2 2,1 228,0 0,61
28.05 13,6 0,7 85,7 0,53
29.05 16,0 2,1 151,0 2,5
30.05 22,2 2,9 51,0 0,37
31.05 15,2 2,8 33,7 0,19
1.06 7,2 1,4 44,7 0,14
2.06 14,9 1,2 22,8 0,01
3.06 17,7 3,6 50,7 0,18
4.06 18,1 0,8 16,2 0,01
5.06 14,1 1,0 44,1 0,01
6.06 16,4 1,0 25,1 0,07
7.06 21,0 1,4 23,3 2,57
8.06 18,9 1,1 17,6 0,15
9.06 17,7 1,9 21,6 0,01
10.06 15,8 2,0 44,4 0,23
11.06 14,1 2,3 16,4 0,01
12.06 16,4 1,7 50,1 0,01
13.06 16,2 1,8 19,0 0,01
14.06 15,7 0,2 15,2 0,01
15.06 19,0 1,2 30,5 0,23
Среднее со- 16,35 1,7 49,5 0,4
держание
Золото было представлено уплощенным сглаженными листоватыми пластинками различной формы желтого цвета с ярким блеском. Размер зерен золота от 0,2 до 0,01 мм. Имелись до 20% частиц золота с толщиной менее 0,005 мм. Платина представлена мелкими (0,1 мм и меньше) кубооктаэрдиче-скими кристаллами с сильным металлическим блеском, белого цвета, ковкая.
В табл. 13. представлены содержания металлов в конценратах доводочного сепаратора.
Таблица 13.
Показатели доводки черновых концентратов, полученных из отвалов драги
(Заамар, Монголия)
№№ опытов Содержание металлов в концентрате доводочного цикла, г/т
золото платина родий
1 450 ИЗО 150
2 340 1900 210
3 260 1740 200
4 130 1450 144
5 1450 1556 178
Среднее 526 1555 176
4. ПЕРЕРАБОТКА ОТВАЛЬНЫХ КЕКОВ ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО ПЕРЕДЕЛА
4.1. Исследование изменений, происходящих с флотационными концентратами Тырныаузской обогатительной фабрики при автоклавно-содовой переработке
Отвальные кеки автоклавно-содового выщелачивания вольфрамо-молибденовых продуктов Нальчикского гидрометаллургического завода содержали 0,3-2,7% АУОз и 0,2-0,7% Мо. Основная сложность при переработке отвальных кеков связана с высокой флотационной активностью всех компонентов твердой фазы (99% продукта переходит в пену при флотации без подачи реагентов).
Учитывая, что флотация шеелитового продукта на Тырныаузской обогатительной фабрике проводилась олеиновой кислотой, можно было предположить наличие на минералах после автоклавно-содового выщелачивания остаточной концентрации жирокислотного собирателя. Данных о возможных изменениях олеиновой кислоты при процессах, характеризующихся повышенными температурой и давлением, соответствующих условиям автоклавно-содового выщелачивания в присутствии неорганических солей, минералов, в литературе не было обнаружено.
На первом этапе исследований для определения типа собирателя на ке-ках автоклавного выщелачивания была применена методика, основанная на переводе концентрированной соляной кислоты (рН < 3) солей органических кислот с твердой фазы в водную фазу в молекулярной форме с последующей экстракцией молекулярной формы жирных кислот в хлороформную вытяжку.
I
I
В дальнейшем количественное и качественное определение переведенного в органическую фазу собирателя проводилось методом ИК-спектроскопии путем сравнения хлороформных растворов эталонной технической олеиновой кислоты (применяемой в качестве собирателя на Тырныаузской обогатительной фабрике). Первые же опыты показали на идентичность ИК-спектров технической олеиновой кислоты и вещества, снятого с твердой фазы, т.е. в условиях автоклавно-содового выщелачивания (температура 225°С, давление 2,5 МПа) не происходит разрушения собирателя и изменений его химической структуры.
Изучение распределения собирателя между жидкой и твердой фазами в процессе автоклавно-содового выщелачивания проводилась на «чистых» минералах и реальных продуктах (концентрат марки КМШП, перерабатываемый на Нальчикском гидрометаллургическом заводе). Исследования проводили на 1 л автоклава в стандартном режиме: температура 225°С, давление 2,5 МПа.
Содовый эквивалент - Ма2СОъ _ 2 J Отбор пульпы из автоклава приводился с
fVO}
интервалом 20 мин. Отобранную пульпу разделяли фильтрацией на твердую и жидкую фазу, а затем после обработки соляной кислотой и экстракции олеиновой кислоты хлороформом определяли оптическую плотность хлороформных вытяжек в инфракрасной области (Я =1720 см'1). В опытах с чистыми минералами молибденитом, кальцитом при времени выщелачивания 20 мин количество закрепленного собирателя остается практически без изменения. При дальнейшем выщелачивании в интервале времени 20-60 мин количество закрепленного собирателя снижается до 0,1 кг/т (на исходных минералах первоначально было закреплено 0,3 кг/т олеиновой кислоты). На шеелите при выщелачивании в интервале от 20 до 60 мин наблюдалась десорбция собирателя в жидкую фазу пульпы (до 80%), однако затем десорбированный реагент вновь сорбируется твердой фазой (интервал выщелачивания от 60 до 120 мин). Аналогичные результаты, как на шеелите, наблюдались и при автоклав-но-содовом выщелачивании концентрата марки КМШК, полученном с Тырныаузской обогатительной фабрики. Выполненные минералогические анализы продуктов автоклавного выщелачивания показали, что в пульпе в этот период наблюдается кристаллизация искусственного кальцита по всему объему пульпы. Соответственно увеличивается поверхность твердой фазы, сорбирующей собиратель из водной фазы. Измерение удельной поверхности твердой фазы методом низкотемпературной газовой хромотографии подтвердили это предположение. Удельная поверхность пробы КМШП перед выщелачиванием составила 1,2 м2/г, а образующегося кека - 2,3 м2/г.
Кроме того, при изучении пленок, снятых с поверхности гравитационных шеелитовых концентратов, выделенных из отвальных кеков, после ультразвуковой обработкой на генераторе УЗГ-10М методом рентгеновского ана-
лиза обнаружены полосы, характерные для структуры кальцита: 3,029А, 0,869А, 1,044А, т.е. неразложившийся в процессе автоклавного содового выщелачивания шеелит покрыт пленками кальцита.
4.2. Разработка технологии обогащения отвальных кеков Нальчикского гидрометаллургического завода
На первом этапе исследований были проведены работы по флотации исходных кеков с применением различных традиционных реагентов, рекомендуемых для вольфрамовых руд. Основная трудность флотации данного продукта состоит в наличии значительного количества шламов 60% кл. -0,02 мм), активированных олеиновой кислотой. Проверенные режимы флотации не позволяют получить удовлетворительных результатов. Отмечалась лишь незначительная концентрация вольфрама и молибдена в камерных продуктах.
Поэтому на втором этапе исследований основное внимание было обращено на возможность вовлечения ценных компонентов гравитационным способом обогащения, т.к. основные минералы породы по массе значительно отличаются от полезных минералов, т.е. возможна предконцентрация кеков.
Проведенные исследования по разделению кеков в тяжелой жидкости (тетрабромэтан) подтвердили это предположение (уд. вес 2,9 г/см3). Разделение проводилось в статических условиях.
Таблица 14.
Результаты разделения отвальных кеков в тяжелой жидкости удельным весом
2,9 г/см3
Фракция Выход, % Содержание, % Распределение, %
\га3 Мо \\Юз Мо
Тяжелая 5,3 7,67 6,4 84,7 70,7
Легкая 94,7 0,08 0,15 15,3 29,3
Исходная 100,0 0,48 0,48 100,0 100,0
В дальнейшем гравитационное обогащение продукта с целью выделения вольфрамовых продуктов осуществлялось в короткоконусных гидроциклонах.
Таблица 15.
Результаты опытов по обогащению кеков в короткоконусном гидроциклоне
Продукты Выход, % Содержание, % Распределение, % Соотношение
\Ш3 Мо \У03 Мо диаметров песковой и сливной насадок
1. Слив 89,6 0,17 0,38 33,7 70,9
Пески 10,4 3,02 1,34 66,3 29,1 0,25
Исходное питание 100,0 0,47 0,48 100,0 100,0
2. Слив 87,7 0,14 0,34 25,6 62,9
Пески 12,3 2,90 1,45 74,4 37,1 0,37
Исходное питание 100,0 0,48 0,48 100,0 100,0
3. Слив 68,6 0,13 0,39 19,0 55,7
Пески 31,4 1,21 0,68 81,0 44,3 0,54
Исходное питание 100,0 0,47 0,48 100,0 100,0
Увеличение песковой насадки приводит к увеличению извлечения вольфрама и молибдена в пески гидроциклона, однако содержание вольфрама снижается с 3,02% до 1,21%. Поэтому в дальнейших исследованиях работы проводились при соотношении насадок 0,25.
Минералогический анализ одного из черновых гравитационных концентратов показал, что вольфрам в продукте на ~86% связан с шеелитом, на ~12% - с вольфрамитом и на ~2% - с тунгститом. Молибден на 95% связан с молибденитом.
Учитывая повышенное содержание молибдена в песках и сливах гидроциклона была разработана гравитационно-флотационная схема обогащения, предусматривающая разделение отвальных кеков в короткоконусном циклоне, флотацию молибдена из кеков гидроциклона - керосином при подаче соляной кислоты, доводку вольфрамового концентрата, обратную флотацию молибде-нитат из слива короткоконусного гидроциклона при использовании в качестве депрессора молибденита перманганата калия или фенолформальдегидной смолы, сгущение камерного продукта и прямая флотация молебденита - с применением керосина, соляной кислоты и вспенивателя.
Результаты опытов, проведенных в замкнутом цикле, приведены в табл. 16. Гравитационное обогащение осуществлялось в короткоконусных гидроциклонах диаметром 50 мм, угол конусности - 125°, давление - 0,6 ати.
Таблица 16.
Результаты опытов по гравитационно-флотационному обогащению кеков
Продукты Выход, % Содержание, % Распределение, %
ЮС. НАЦИОНАЛЬНАЯ 1 ММ НОТИСА | ^ О» ЯМ иг 1
\\Ю3 Мо Мо
Вольфрамовый к-т 2,67 10,4 0,50 64,0 2,7
Молибденовый к-т 1,65 0,9 43,0 0,8 34,9
Молибденовый 3,67 0,35 3,54 3,0 26,5
промпродукт
Отвальный пенный 92,01 0,15 0,19 32,2 35,9
Исходные кеки 100,0 0,434 0,49 100,0 100,0
Из отвальных кеков получен вольфрамовый промпродукт, содержащий 10,4 при извлечении 64%; молибденитовый концентрат, содержащий 43% Мо при извлечении 34,9%, и промпродукт, содержащий 3,54% Мо при извлечении 26,5%.
Одновременно на центробежном концентраторе была проверена возможность выделения из кеков Нальчикского ГМЗ золотосодержащего продукта. Результаты опытов приведены в табл. 17.
Таблица 17.
Результаты опытов по выделению золотосодержащего продукта из отвальных
кеков Нальчикского ГМЗ
Продукты Выход, % Содержание Аи, г/т Извлечение Аи, %
Концентрат ЦК 0,356 50,5 60,0
Хвосты ЦК 99,644 0,12 40,0
Отвальные кеки 100,0 0,3 100,0
В дальнейшем исследования по извлечению ценных компонентов из отвальных текущих и лежалых кеков Нальчинского ГМЗ проводились непосредственно на предприятии. Суммарные показатели, полученные при этих испытаниях приведены в табл. 18.
Таблица 18.
Показатели обогащения отвальных кеков НГМЗ
Продукты Выход, % Содержание, % Извлечение, %
>У03 Мо \У03 Мо
Вольфрамовый концентрат 3,4 33,6 0.2 67,3 2,3
; 'и ее %>
Молибденовый концентрат 0,5 0,7 33,2 0,2 55,4
Отвальные хвосты 96,1 0,5 0,1 32,5 42,3
Исходные кеки 100,0 1,7 0,3 100,0 100,0
5. СНИЖЕНИЕ ПОТЕРЬ ЦЕННЫХ МИНЕРАЛОВ, ИМЕЮЩИЕ БЛИЗКИЕ ФИЗИЧЕСКИЕ ПАРАМЕТРЫ С ПРИРОДНЫМИ МИНЕРАЛАМИ
В ряде случаев предложенные выше методы гравитационной предкон-центрацией отвальных продуктов являются неэффективными, т.к. ценные минералы и минералы породы обладают близкими физическими свойствами. Особенно это относится к силикатным рудам, например к флотационному отделению берилла, сподумена из кварц-полевошпатовых руд. Разработанная технология предполагает щелочную обработку этих руд, отмывку и последующую флотацию берилла, сподумена жирнокислотным собирателем. При этом берилл, сподумен переходят в пенный продукт, а полевые шпаты (альбит, микроклин) и кварц остаются в камерном продукте. Однако в ряде случаев эта технология не дает высоких результатов.
Исследования, выполненные на чистых минералах: берилл, сподумен, альбит, по описанной выше схеме (расход едкого натра в обработку 2,5 кг/т, отмывка до рН 7-7,2, обработка олеиновой кислотой 1 кг/т и флотация) показали, что в пенный продукт переходит 90% берилла, 89% сподумена и 15% альбита. Флотация проводилась в дистиллированной воде. Пенный и камерный продукты, а также исходные минералы были подвергнуты спектральному исследованию. Рентгенограммы этих продуктов для каждого минерала показали на их идентичность между собой, что можно было и ожидать, т.к. при рентгеноструктурных исследованиях захватывает весь объем, а не поверхностный слой, на котором собственно и происходит флотация.
Для изучения возможных изменений, имеющихся в пенных и камерных продуктах флотации этих минералов была применена методика, основанная на снятии поверхностного слоя с минералов методом ультразвукового озвучивания не генераторе УЗГ-10М. Для этого пенные и камерные продукты, полученные при флотации чистых минералов, а также исходные минералы помещались в стеклянные стаканчики и озвучивались в течение 5 мин. Полученная после озвучивания тонкодисперсная фракция, характеризующая поверхностный слой, отделялась методом деконтации от «песковой» фракции продукта, высушивалась при температуре 50-60°С. Полученная тонкодисперсная фрация смешивалась с бромистым калием при соотношении веса образца к весу КВч 5:800 (мг), прессовалась в виде таблетки и анализировалась на двухлучевом спектрометре 1Л1-10 в интервале волновых чисел 400-4000 см'1. На рис. 5-7 приведены ИК-спектры. Исследования выделенной тонкой фракции проводились на двухлучевом спектрометре 1Ж-10.
Для удобства рассмотрения приведенного ниже экспериментального материала в табл. 19 приведены частоты полос поглощения основных группировок изучавшихся минералов и их интерпретация по данным литературы.
Таблица 19.
Частоты полос поглощения минералов и их интерпретация
Интерпретация частот
Полосы поглощения, см
Берилл
Сподумен
Альбит
Деформационное колебание БЮ^тетраэдров Колебания АЮв-октаэдров Колебания БЮ4-тетраэдров Длинноволновые колебания Ве04-тетраэдров
Колебания А104-тетраэдров
Колебания колец из 5Ю4-тетраэдров
Валентные колебания БЮ4-тетраэдров
Валентные колебания Ве04-тетраэдров
Деформационные колебания [ОН]х-групп
Валентные колебания [ОН]х-групп
440,470,495 525
594,655, 685, 750
810
960, 1020, 1150
1210
1640
3200-3500, 3600,3640, 3710
435,473
540 595,645
865,920, 1040, 1090
1640
32003500, 3640, 3710
425,465,477 535,595,615,655
725,748,768, 790
1000,1020,1044, 1108,1152,1180
1620 3200-3500, 3580
Данные ИК-спектров рис 6-8 указывают на существенные различия в поверхностном слое пенного и камерного Продуктов в сравнении с исходными минералами.
Берилл. В спектрах пенных продуктов (рис 6) наблюдается уменьшение интенсивности полос поглощения 470 и 1020 см'1 (колебания Si04 тетраэдров). Уменьшена интенсивность полосы поглощения 525 см"1 (АЮ6 октаэдры). Собиратель закреплен в основном в ионной форме (1450,1480, 1600 см' ) и частично в молекулярной 1720-1740 см'1. Отсутствуют полосы поглощения [ОН]х-групп 3600,3640, 3710 см"1.
В инфракрасных спектрах камерных продуктов наблюдалось увеличение интенсивности полос поглощения 470, 525, 1020 см'1, ослаблена интенсивность 810 см"1. Интенсивность полос поглощения собирателя незначитель-
на, в основном преобладает молекулярная форма (1720-1740 см'1) Полосы глощения 3640, 3710 см"1, принадлежащие [ОН]х-группам усилены.
х 0)
о
Б
о с
частоты (волновое число)
Рис. 6. ИК-спектры исходного берилла и продуктов флотации
а) исходный берилл
б) пенный
Расход №ОН - 2,5 кг/т
в) камерный
г) пенный
Расход NaOH - 8.0 кг/т
д) камерный
© х
X ф
о
Е о с
частоты (волновое число)
ш fM fj._» р—я' л» <» » ine im т Htt чгг..
Рис. 7. ИК-спектры исходного сподумена и продуктов флотации
а) исходный сподумен
б) пенный г) пенный
Расход N8011 - 2,5 кг/т в) камерный
Расход ЫаОН - 8,0 кг/т д) камерный
частоты (волновое число)
^^^^ ^^^ •
©
X
0) 3" о
Е о с:
Рис. 8. ИК-спектры исходного альбита и продуктов флотации
а) исходный альбит
б) пенный
Расход ЫаОН - 2,5 кг/т
в) камерный
г) пенный
Расход №ОН - 8,0 кг/т
д) камерный
Сподумен. В спектрах пенных продуктов (рис. 7) наблюдается усиление интенсивности полос поглощения 595, 645, 1090, 1120 см'1 (колебания 8Ю4-тетраэдров), уменьшена интенсивность полосы 540 см'1 (колебания АЮ6-октаэдров). Собиратель закрепляется основном в ионной форме (1450, 1480, 1600 см"1) и частично в молекулярной (1720 -1740 см"1) Ослаблена интенсивность [ОН]х-групп 3640,3710 см'1.
В спектрах камерных продуктов наблюдалось уменьшение интенсивности полос поглощения 595, 645, 1080, 1120 см'1, усилена интенсивность полосы 540 см*1. Интенсивность полос поглощения собирателя незначительна, в основном наблюдается молекулярная форма (1720-1740 см*1). Полосы поглощения 3640,3710 см*1 увеличивают интенсивность.
Альбит. Спектры пенных и камерных продуктов (рис. 8) не имели изменений по сравнению с исходным минералом в области колебаний основных группировок (400-1400 см'1). В инфракрасном спектре пенного продукта имелись полосы поглощения 1480, 1600, 1720-1740 см , принадлежащие собира-
телю. У камерного продукта интенсивность полос поглощения собирателя существенно ниже и преобладает молекулярная форма (1720 -1740 см"1).
Подтверждением различий, наблюдаемых в поверхностных слоях продуктов флотации, явились опыты по частичному переводу исходного камерного продукта в пенный, которая осуществлялась повторной обработкой ИаОН (5 кг/т) и флотацией.
Дальнейшие исследования, выполненные на берилле и сподумене после их обработки едким натром и отмывки, показали, что при нагреве этих минералов до температуры 500°С, 800°С, 1000°С на ИК-спектрах наблюдается уменьшение и полное исчезновение поглощения в области 360, 3640, 3670 см" , характерных для (ОН),-групп. При этом полностью прекращается флотация этих минералов олеиновой кислотой. Но если для берилла, прокаленного до 1000°С возможно восстановить флотацию повторной обработкой едким натром, то для сподумена, который при температуре свыше 800°С переходит из а в ^-модификацию (т.е. из силиката алюминия, лития в алюмосиликат лития). Таким образом можно однозначно утверждать, что закрепление олеиновой кислоты происходит путем вытеснения (ОН)х-групп, связанных с А1, находящемся в октаэдрической координации.
Исследования, выполненные методом электронографии, показали наличие на поверхности берилла и сподумена после щелочной обработки соединения, обладающего слоистой структурой и характеризуемой следующими межплоскостными расстояниями 4,46(4,44)А, 2,59(2,57)А. На альбите это соединение не обнаружено.
Дальнейшие химические анализы камерных продуктов, выделенных при флотации чистых минералов берилла и сподумена, показали повышенное содержание магния у берилла и железа трехвалентного у сподумена. По-видимому, эти элементы, замещая алюминий в структуре минералов, вызвали дефекты в структуре берилла и сподумена, что привело их к повышенной гид-рации и переходу в этих условиях флотации в камерные продукты. Ужесточение режима активации привело к выщелачиванию этих дефектных участков и восстановлению флотации. Минералы берилла и сподумена, перешедшие в пенный продукт, характеризуются структурами, близкими к слабозамещенным минералам.
6.4. Сокращение потерь флюорита с текущими отвальными хвостами обогащения сложных карбонатно-флюоритовых руд
При обогащении карбонатно-флюоритовых руд, несмотря на сложный реагентный режим, включающий пропарку всего объема пульпы, применение кремнефтористого натрия, лигнинсульфонатов, сернистого натрия, извлечение флюорита в готовую продукцию не превышает 60-70%. Такое низкое извлече-
ние приводит к повышенным потерям флюорита в хвостах. В частности, это характерно для крупнейшего производителя флотационных флюоритовых концентратов в Росси - ОАО «Ярославский ГОК». Доизвлечение флюорита из отвальных хвостов флотации еще более проблематично, т.к. хвосты характеризуются еще более высоким содержанием кальцита, чем исходная руда.
Для снижения потерь флюорита с текущими хвостами ОАО «Ярославский ГОК» был использован прием, основанный на изменении типа выпускаемой продукции, а именно, организация производства брикетов из флотационного концентрата, которые используются в черной металлургии. При этом содержание кальцита в кусковом флюоритовом продукте не лимитируется (по сравнению с флотационными концентратами). По данным лабораторных и промышленных опытов получение флотационных концентратов, содержащих 80-85% флюорита без дополнительной очистки этого продукта от кальцита резко повышает извлечение флюорита в готовую продукцию (с 60 до 85%). При этом ликвидируется дорогостоящая операция пропарки в цикле основной флотации. Учитывая, что флотационный концентрат, содержащий 80-85% флюорита не является готовой продукцией, совместно с ОАО «Ярославский ГОК» был разработан режим брикетирования (окускования) тонкоизмельчен-ного флотационного флюоритового концентрата. Был разработан режим, подобраны связующие, позволяющие получать брикеты флюоритовые, соответствующие ТУ на этот вид продукции. Расход связующих колебался от 5 до 6% весовых к весу концентрата. Технологии брикетирования и окускования были проверены в полупромышленном масштабе, получено свыше 100 т брикетов, получено положительное заключение от потребителя - завода «Мечел
Заключение
Поставленные в работе задачи выполнены:
1. Созданы и внедрены в производство рентабельные технологии переработки текущих и отвальных хвостов обогащения медных, медно-молибденовых, полиметаллических руд, техногенных золотосодержащих месторождений, а также отвальных кеков автоклавно-содовой переработки шее-Литовых концентратов.
2. Разработаны и внедрены в производство центробежные концентраторы, характеризующиеся относительно низкой стоимостью, малым расходом промывной воды.
3. Разработаны режимы низкотемпературного брикетирования (окусков-ния) флотационных флюоритовых концентратов, позволяющие повысить извлечение флюорита из сложных карбонатно-флюоритовых руд и снизить потери флюорита с текущими хвостами на 4-5%.
Выводы
1. На основании исследований разработаны рентабельные методы обогащения текущих и лежалых хвостов мокрой переработки руд цветных, благородных и редких металлов.
Установлена возможность и разработаны установки для вывода обогащенной фракции при гидротранспортировке лежалых и текущих хвостов руд? методами центробежной концентрации на напорных и безнапорных аппаратах, разработана технология снижения потерь флюорита при обогащении сложных карбонатно-флюоритовых руд.
2. Рассмотрены силы, действующие на частицы пульпы при гидротранспорте. Показано, что частицы находятся под действием двух сил: взвесенесу-щего потока, характеризуемой критической скоростью потока и силы тяжести, характеризуемой гидравлической крупностью частиц. Так как сростки породы с ценными минералами, частицы благородных металлов имеют более высокую плотность, чем породные минералы и соответственно более высокую гидравлическую крупность, возможно расслоение пульпы по высоте трубопровода по плотности.
3. На экспериментальной установке на искусственной смеси была показана возможность концентрации тяжелых сростков по высоте хвостопровода. Доказано, что во взвесенесущем потоке можно выделить слои, имеющие разное насыщение ценным продуктом, т.е. имеется возможность управлять процессом концентрации в определенном слое максимально возможное количество полезного продукта при скоростях взвесенесущего потока 0,8-2,5 м/с. Превышение этой скорости нарушает процесс расслоения из-за турбулизации потока.
4. Выполненные на крупнейших обогатительных фабриках СНГ: медная обогатительная АГМК и медные обогатительные фабрики и полиметаллическая фабрика ДГМК исследования подтвердили ожидаемые результаты.
5. Экспериментально установлено расстояние, необходимое для расслоения пульпы по высоте хвостопровода, в зависимости от точки возмущения
< взвесенесущего потока (насос, поворот трассы, точка подачи пульпы), которое
составляет не менее 50-60Д где й - диаметр трубопровода.
Разработаны режимы доводки отобранных обогащенных фракций как для медной фабрики АГМК, так и медных и полиметаллической фабрик ДГМК.
6. Разработанная технология по выделению обогащенной фракции из придонной части напорного и безнапорного хвостопроводов с последующей ее доводкой была внедрена на Алмалыкской медной фабрике, что позволило ежегодно доизвлекать 200-250 кг золота и 370-400 т меди (производительность установки 60 т/ч), что дает экономический эффект свыше 1 млн. долл. США.
7. В процессе флотационного обогащения руд, содержащих минералы и металлы благородной группы, которые по массе значительно отличаются от других минералов пульпы, возможны потери этих компонентов, особенно в крупном классе -0,15 мм за счет отрыва от пузырьков воздуха при флотации, так и из-за наличия пленок, примесей неблагородных металлов и т.п. При гравитационном обогащении на традиционном оборудовании (шлюзы, отсадочные столы, концентрационные столы) значительные потери благородных металлов наблюдаются в тонком классе -0,1 мм. Наличие пленок возможно и на других минералах, в частности шеелите, при гидрометаллургическом переделе продуктов обогащения.
Для таких продуктов показана эффективность применения высокопроизводительных гравитационных аппаратов напорного центробежного (коротко-конусные гидроциклоны) и безнапорного центробежного (концентраторы типа Кпекоп, Ра1коп) принципа действия.
8. Сделано описание процессов концентрации минеральных частиц в безнапорных центробежных концентраторах. Показано, что на частицы, достигнувшие нарифлений, действуют подъемная сила со стороны потока, вдвигающегося вдоль образующей чаши-ротора, и центробежная сила, прижимающая частицу к поверхности нарифления. Дальнейшая концентрация частиц происходит за счет воды, подаваемой в нарифления.
9. Экспериментально изучена гидродинамика потоков жидкости в центробежном концентраторе. С использованием метода «светового потока» показано наличие в концентраторе четырех зон:
- зона нисходящего потока (в центре сепаратора);
- зона турбулентного перемешивания;
- зона упорядоченного движения (вблизи ротора-чаши);
- зона турбулентных завихрений в нарифлениях.
Измерены тангенциальная составляющая , радиальная составляющая ^рад и осевая (вертикальная) составляющая ^верт скорости движения жидкости.
10. Показано значительное различие работы центробежного концентратора от условий работы короткоконусных гидроциклонов. В центробежном концентраторе тангенциальная скорость превосходит осевую скорость в 3-6 раз, в гидроциклонах тангенциальная скорость превосходит осевую в 60-75 раз.
11. На базе описания процесса обогащения в центробежном концентраторе и экспериментальных исследований создан принципиально новый способ разрыхления постели в нарифлениях путем подачи воды по направляющим нарифлений с учетом различной величины центробежной силы по высоте ро-
тора-чаши. Данное предложение позволяет уменьшить количество промывной воды, резко облегчить конструкцию концентраторов.
12. Показана возможность использования концентраторов конструкции МП «Роторные линии», созданных по совместной заявке, для открытия месторождений (россыпей) благородных металлов, в которых они находятся в незначительном количестве и наблюдаются в мелкой фракции, например, металлов платиновой группы на прииске «Заамар» (Монголия). В данной конструкции концентратора улавливается также «плавучее» золото, имеющее толщину менее 0,005 мм.
13. Экспериментально изучено изменение шеелита и жирнокислотного собирателя (олеиновой кислоты) в процессе автоклавно-содового выщелачивания концентрата марки КМШП. Показано, что в первый период выщелачивания (температура 225°С, давление МПа, содовый эквивалент 2,7) происходит десорбция жирнокислотного собирателя с поверхности минералов. После 60 мин выщелачивания наблюдается появление новой твердой фазы - искусственного кальцита. При этом поверхность твердой фазы увеличивается с 1,2 до 2,3 м2/г и происходит обратная сорбция жирнокислотного собирателя из жидкой фазы на твердую. При автоклавно-содовой переработке олеиновая кислота не разрушается и сохраняет свои флотационные свойства. Показано, что на поверхности шеелита находятся пленки кальцита (на рентгенограмме гл. линии 3,029; 1,819 и 1,044 А). Поэтому применение традиционного флотационного метода для выделения шеелита из отвальных кеков Нальчикского ГМЗ становится неэффективным.
14. На базе проведенных исследований разработана схема переработки отвальных текущих и лежалых кеков Нальчикского ГМЗ, включающая гравитационное выделение измененного шеелита (вольфрамита) в короткоконусных гидроциклонах, флотационное извлечение молибденита из кеков и сливов короткоконусных гидроциклонов, доводку песков гидроциклонов на концентрационном столе. По данной схеме был получен вольфрамовый продукт, содержащий 33,6 WO3 при извлечении 67,3% и молибденовый продукт, содержащий 33% Мо при извлечении 55,4%. Показано наличие и возможность извлечения золотосодержащего продукта с помощью короткоконусных гидроциклонов и центробежных концентраторов из отвальных кеков Нальчикского ГМЗ.
15. Исследования пенных и камерных продуктов флотации чистых минералов берилла и сподумена методом ИК-спектроскопии показали, что спектры пенных продуктов характерны для слабозамещенных минералов берилла и сподумена (т.е. приближаются к спектрам «идеальных» минералов). ИК-спектры камерных продуктов флотации чистых минералов характеризуются значительными изменениями, наличием значительных полос в области валентных колебаний (ОН)х-групп (3200-3500 и 3640, 3710 см"1), а также полос
поглощения, характеризующих валентные и деформационные колебания АЮ6-октаэдров и 5Ю4-тетраэдров. Анализ камерных продуктов показал на повышенное содержание в берилле - магния, в сподумене — железа.
16. Установлено, что закрепление жирокислотного собирателя происходит путем замещения гидроксильных групп, связанных с алюминием, находящемся в октаэдрической координации (берилл, сподумен). Изменение координации алюминия в тетаэдрическую (алюмосиликат) приводит при флотации к полной депрессии минералов (переход а-сподумена в (3-сподумен).
17. После обработки сподумена и берилла едким натром на его поверхности методом электрографии обнаружено вещество, обладающее слоистой структурой и характеризуемое межплоскостными расстояниями: 4,46 (4,44) ; 2,59(2,57) ; 1,54(1,50)А.
18. Разработан невысокотемпературный режим брикетирования флотационного флюоритового концентрата, не вносящий вредные примеси (БЮг, Б) в готовую продукцию.
Основное содержание диссертации отражено в работах:
1. Щипанова О.В., Руднев Б.П., Шелкова С.А. Исследование действия реагентов при подготовке берилла к флотации методом инфракрасной спектроскопии. Изв. Вузов. Цветная металлургия, 1973, № 3, с. 19-23.
2. Щелкова С.А., Руднев Б.П., Щипанова О.В. и др. Изучение основных особенностей поверхности минералов, подготовленных к флотации. Изв. Вузов. Цветная металлургия, 1976, № 3, с. 9-14.
3. Руднев Б.П., Щипанова О.В. и др. Доклад на конференции. Спец.тема, Навои, 1975. Сб. трудов ВНИИХТ, 1975, инв. № 18755.
4. Щелкова С.А., Руднев Б.П. и др. . Доклад на конференции. Спец.тема, Навои, 1975. Сб. трудов ВНИИХТ, 1975, инв. № 18755.
5. Глазунов JT.A., Енбаев И.А., Руднев Б.П. и др. Исследование флоти-руемости руды Кальмакырского месторождения. Бюлл. ЦНИИН. Цветная металлургия, 1978, №3, с. 16-18.
6. Енбаев И.А., Лопатин А.Г., Руднев Б.П. и др. Полупромышленные испытания гравитационных аппаратов центробежного принципа действия. Бюлл. ЦНИИН. Цветная металлургия, 1978, № 3, с. 18-21.
7. Лопатин А.Г., Енбаев И.А., Руднев Б.П. и др. Извлечение золота из тонкоизмельченных промпродуктов с применением центробежных гравитационных аппаратов. Цветные металлы, 1978, № 7, с.96-100.
8. Енбаев И.А., Лопатин А.Г., Курочкин С.М., Руднев Б.П. и др. A.c. СССР № 669532 от 11.01.1978. «Способ обогащения золотосодержащих продуктов»
9. Енбаев И.А., Лопатин А.Г., Руднев Б.П., Курочкин С.М. и др. A.c. СССР № 762980 от 15.06.1978. «Установка для разделения смесей минералов»
10. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Митрофанов С.И. и др. Пути сокращения потерь благородных металлов с отвальными хвостами. Бюлл. ЦНИИН. Цветная металлургия, 1979, № 4, с. 30.
11. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин A.A. и др. Извлечение металлов из хвостов, транспортируемых по напорным трубопроводам. Бюлл. ЦНИИН. Цветная металлургия, 1979, № 3, с. 24-25.
12. Лопатин А.Г., Енбаев И.А., Руднев Б.П. и др. Применение коротко-конусных гидроциклонов в операции классификации хвостов основной флотации. Бюлл. ЦНИИН Цветная металлургия, 1980, № 17, с. 27-28.
13. Руднев Б.П., Курочкин С.М., Кузькин A.C. и др. Повышение извлечение металлов при обогащении медных порфировых руд. Бюлл. ЦНИИН. Цветная металлургия, 1987, № 4, с. 25-27.
14. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Зиновьев Ю.З. и др. Применение гравитационных методов для доизвлечения металлов из отвальных продуктов. Бюлл. ЦНИИН. Цветная металлургия, 1982, № 12, с. 17-18.
15. Енбаев И.А., Руднев Б.П. и др. Авт. св. СССР № 889108 от 14.05.82 «Устройство для разделения минерального сырья».
16. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Мазманян А.О. и др. Изучение разрушения минералов при весьма тонком измельчении. В сб. Развитие теории и практики совершенствования технологии рудоподготовки при обогащении. Тезисы докл., Л., Механобр, 1981, с. 24.
17. Тюрникова В.И., Мазманян А.О., Рудниченко В.Е., Руднев Б.П. Физико-химические свойства шламов сульфидных минералов. В сб. докладов АН СССР, Кольский филиал, Горный институт, Апатиты, 1983, с. 3-9.
18. Тюрникова В.И., Мазманян А.О., Рудниченко В.Е., Руднев Б.П. Особенности кристаллической структуры и флотационное поведение шламовых частиц сульфидных минералов. Цветные металлы, 1983, № 12, с. 73-76.
19. 17. Тюрникова В.И., Мазманян А.О., Руднев Б.П. и др. О повышении флотационной активности шламовых частиц сульфидов. Цветные металлы, 1984, №1, с. 90-92.
20. Руднев Б.П., Хачатрян Л.С., Залескин И.Б. и др. Разработка технологического режима обогащения бедных руд месторождения Кальмакыр. Бюлл. ЦНИИН. Цветная металлургия, 1983, № 11, с. 14-17.
21. Лопатин А.Г., Руднев Б.П. и др. Обогащение шеелитсодержащих ке-ков автоклавного выщелачивания вольфрамовых концентратов. Цветные металлы, 1984, № 11, с. 92-93.
22. Руднев Б.П., Квашенко В.Н., Хачетлов К.А. и др. Выделение вольфрамового и молибденового продуктов из отвальных кеков гидрометаллургического производства. Цветная металлургия, 1984, № 3, с. 31-33.
23. Руднев Б.П., Квашенко В.Н. и др. Авт. св. СССР № 1343611 от 08.07.1987 «Способ разделения вольфрамовых и сульфидных минералов».
24. 122. Руднев Б.П., Квашенко В.Н., Агноков Т.Ш. и др. Разработка комбинированной технологии извлечения ценных компонентов из отвальных кеков Нальчикского гидрометаллургического завода. В сб. Комбинированные процессы б производстве тяжелых цветных металлов. Научные груды Гин-цветмета, 1988, с. 188-194.
25. Глазунов Л.А., Десятое А.М., Енбаев И.А., Цветков И.Т., Курочкина A.B., Мещанинова В.И., Руднев 6.П. Совершенствование технологии переработки медно-молибденовых руд. Сб. Металлургия и обогащение руд тяжелых цветных металлов. Науч. труды Гинцветмета, № 47, М., Металлургия, 1979, с. 27-39.
26. Руднев Б.П., Лопатин А.Г., Курочкин С.М. и др. Отчет: Изучение возможности снижения потерь вольфрама и молибдена в отвальных кеках Нальчикского гидрометаллургического завода. М., Гинцветмет, 1982, инв. №11173.
27. Руднев Б.П., Лопатин А.Г., Квашенко В.Н. и др. Отчет: Совершенствование технологического режима и схемы обогащения отвальных кеков автоклавного выщелачивания НГМЗ. М-Н., Гинцветмет, 1985.
28. Руднев Б.П., Квашенко В.Н., Лопатин А.Г. и др. Исходные данные для проектирования установки для переработки текущих и лежалых кеков автоклавного выщелачивания НГМЗ. М-Н., Гинцветмет, Союзтвердосплав, НГМЗ, 1985.
29. Руднев Б.П., Квашенко В.Н. и др. Отчет: Исследование форм нахождения жирнокислотных собирателей в процессе автоклавно-содовой переработки флотационных концентратов. М., Гинцветмет, 1987, инв. № 11999.
30. Лапшин С.А., Филиппов O.K., Хачатрян Л.С., Руднев Б.П. Рентгено-радиометрическая сепарация бедных свинцово-цинковых руд. Цветные металлы, 1987, №3, с. 96-97.
31. Глинкин В.А., Руднев Б.П., Мазманян А.О. и др. Снижение потерь молибдена при обогащении медно-молибденовых руд. Бюлп. Цветная металлургия, 1988, № 8, с. 19-21.
32. Кузькин A.C., Сердюк Г.Г., Руднев Б.П. и др. Опыт эксплуатации различных схем измельчения медных руд. Бюлл. Цветная металлургия, 1988, №9, с. 16-17.
33. Руднев Б.П., Курочкин С.М., Лопатин А.Г. и др. Отчет: Исследование процесса концентрации минералов в центробежном сепараторе., М, Гинцветмет, МИСиС, 1986, инв. 11900, № ГР 01840052077.
34. Руднев Б.П., Щербаков В.А., Квашенко В.Н. Отчет: Поиск комбинированной технологии извлечения металлов платиновой группы из отвальных хвостов с применением аппаратов центробежного принципа действия (на примере Cu-Ni руд). М, Гинцветмет, 1986, инв. 12119, № ГР 01870018798.
35. Кузькин A.C., Руднев Б.П., Могилев и др. Вопросы совместной переработки руд различных типов. Бюлл. Цветная металлургия, 1986, № 9, с. 16-18.
36. Тырышкин И.В., Кузькин A.C., Десятов A.M., Руднев Б.П. Промышленные испытания и внедрение карбамида при флотации порфировых руд. Бюлл. Цветная металлургия, 1987, № 12, с. 17.
37. Руднев Б.П., Кузькин A.C., Багрова Т.А. Исследование возможности флотационного извлечения ценных компонентов из бедных штейнов автогенной переработки пиритных концентратов. В сб. Комбинированные процессы в производстве тяжелых цветных металлов. М., 1988, с. 35-37..
38. Кузькин A.C., Кондратьева Л.В., Иванова Т.А., Глинкин В.А., Руднев Б.П. и др. Авт. св. СССР № 1358149 от 08.08.1987 «Способ флотации полиметаллических руд».
39. Руднев Б.П., Курочкин С.М. и др. Авт. св. СССР № 1344421 от 15.06.1987 «Установка для разделения смеси минералов».
40. Кондратьева JI.B., Кузькин A.C., Иванова Т.А., Руднев Б.П. и др. Авт. св. СССР № 1383576 от 22.11.1987 «Способ флотации полиметаллических медно-молибденовых пиритсодержащих руд».
41. Руднев Б.П., Кузькин A.C. и др. Авт. св. СССР № 1358153 от
08.08.1987 «Способ обогащения сульфидных пиритсодержащих руд».
42. Багат А.Э., Тельнов Б.Ю., Руднев Б.П. и др. Авт. св. № 1506699 от 20.10.1986 «Устройство для гравитационного разделения тонкозернистого материала».
43. Касьянова Е.Ф., Десятое A.M., Херсонский М.И., Руднев Б.П. и др. Авт. св. СССР № 1040674 от 10.05.1983 «Флотационный реагент - собиратель».
44. Руднев Б.П., Курочкин С.М. и др. Авт. св. СССР № 1355521, 1988 «Установка для разделения смеси минералов».
45. Енбаев И.А., Руднев Б.П. и др. Авт. св. СССР № 1474953 от
22.12.1988 «Установка для обогащения отвальных продуктов».
46. Енбаев И.А., Руднев Б.П. и др. Пат. РФ № 18347110 от 25.05.1992 «Установка для извлечения ценных компонентов из потока отвальных хвостов».
47. 45. Енбаев И.А., Руднев Б.П. и др. Пат. Узбекистана № 1381 от 25.05.1992 «Установка для извлечения ценных компонентов из потока отвальных хвостов».
48. Руднев Б.П., Тырышкин И.В., Енбаев И.А. и др. Пат. РФ № 1385369 От 1993 «Аппарат для гравитационного обогащения»
49. Руднев Б.П., Енбаев И.А. и др. Пат. РФ № 2001688 от 30.10.1993 «Способ флотации руд, содержащих цветные и благородные металлы»
50. Руднев Б.П., Енбаев И.А. и др. Пат. РФ № 1826207 от 15.02.1999 «Устройство для гравитационного обогащения»
51. Руднев Б.П., Енбаев И.А. и др. Пат. РФ № 2026745 от 20.01.1995 «Установка для гравитационного обогащения измельченных продуктов»
52. Руднев Б.П., Енбаев И.А. и др. Пат. РФ № 2026746 от 20.01.1995 «Устройство для разделения смесей зернистых материалов»
53. Руднев Б.П., Енбаев И.А. и др. Пат. РФ № 2101088 от 10.01.1998 «Устройство для гравитационного разделения тонкозернистых материалов»
54. Енбаев И.А., Руднев Б.П. и др. Пат. РФ № 21004791 от 20.02.1998 «Устройство для гравитационного разделения тонкозернистых материалов»
55. Енбаев И.А., Руднев Б.П. и др. Переработка отвальных хвостов фабрик и нетрадиционного сырья с применением эффективных обогатительных процессов. М., 1998,60 с.
56. Енбаев И.А., Руднев Б.П. Пути повышения извлечения металлов при обогащении золото- и медьсодержащих продуктов. В сб. Цветная металлургия накануне XXI века. Научн. тр. Гинцветмета, М., 1998. с. 103-108.
57. Енбаев И.А., Руднев Б.П. и др. Расширение сырьевой базы добычи золота за счет вовлечения в переработку отвальных и бедных продуктов. В сб. Цветная металлургия накануне XXI века. Научн. тр. Гинцветмета, М., 1998. с. 121-124.
58. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин A.A. Отчет: Повышение комплексности использования сырья Оленегорского ГОКа., М., Гинцветмет, 1992, инв. № 12647.
59. Елизаров А.Г., Нечаева Е.Б., Фролов B.C., Руднев Б.П. Интенсификация процесса разделения пульпы в сгустителях высокой производительности с помощью современных флокулянтов. Обогащение руд, 2000, № 2, с. 27-29.
60. Кипарисов С.С., Хачатрян JI.C., Руднев Б.П. и др. Авт. св. СССР № 1477523 от 08.01.1989. «Способ получения железного порошка из чугунной стружки»
61. Тюрникова В.И., Бренькова Т.В., Дауров Г.И., Могилев Н.Д., Руднев Б.П. и др. Авт. св. СССР № 1417267 от 15.04.1988. «Способ обогащения труднообогатимых смешанных свинцово-цинковых руд и продуктов»
62. Енбаев И.А., Глазунов Л.А., Руднев Б.П. и др. Отчет: Результаты промышленных испытаний устройства для извлечения металлов из отвальных хвостов Алмалыкской МОФ. М., Гинцветмет, 1979.
63. Лопатин А.Г., Думов A.M., Руднев Б.П., Курочкин С.М. и др. Отчет: «Разработка математической модели разделительного процесса в центробежных аппаратах, оптимизация конструкции и режимов работы для внедрения их при попутном извлечении благородных металлов из комплексных руд», М., МИСиС, 1982.
64. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Курочкин С.М. Исследования и разработка техники центробежного гравитационного обогащения тонкоизмельченных продуктов в комбинированных схемах переработки руд. Тезисы докл. в сб. Интенсификация подготовительных и гравитационных процессов обогащения. Под ред. Кармазина В.И., Плаксиной Л.Д. и др. ИПКОН АН СССР, 1980, с. 205.
65. Енбаев И.А., Дымко И.Н., Руднев Б.П. Практика применения двухкамерной флотационной противоточной пневматической машины в цикле пе-речистной флотации молибденового концентрата на АГМК. В сб. «Цветная металлургия накануне XXI века» Научн. тр. Гинцветмета., М., 1998,с. 135-138.
66. Руднев Б.П., Колтунова Л.Н., Кузькин A.C. и др. Пути повышения качества молибденовых концентратов, содержащих флотоактивные минералы породы. В сб. «Совершенствование технологии обогащения руд цветных металлов на основе оптимизации реагентного режима флотации». Научн. тр. Гинцветмета., М., ЦНИИ МЦ, 1986, с. 87-90.
67. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин A.A. Извлечение золота из продуктов медной обогатительной фабрики. Цветные металлы, 1999, № 4, с. 30-32.
68. Енбаев И.А., Аранович B.JI., Пилецкий В.М., Руднев Б.П., Ша-мин A.A. Извлечение металлов из отвальных хвостов, транспортируемых в трубопроводах. Цветные металлы, 2000, № 3, с. 15-17.
69. Синдаровский А.Н., Руднев Б.П. Проектирование и строительство обогатительной фабрики для переработки руд месторождения Барсучий Лог. Цветные металлы, 1999, № 4, с. 41-43.
70. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин A.A. Центробежные концентраторы на эфелях драги и отвальных хвостах фабрики. Горная промышленность, 2001, № 1, с. 27.
71. Макаров В.А., Гаманов A.A., Качевский А.Н., Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин A.A. Доизвлечение золота из хвостов текущей дражной добычи с применением центробежных концентраторов. Горный журнал, 2001, № 5, Вставка ОАО «Зарубежцветмет» 30 лет, с. 2-4.
72. Руднев Б.П., Енбаев И.А., Шамин A.A. Об открытии минералов платиновой группы на прииске «Заамар» (Монголия). Цветная металлургия, 2003, №2, с. 7-10.
73. Енбаев И.А., Шамин A.A., Руднев Б.П. Промышленные испытания установки по извлечению золота из отвальных эфелей драги 250ДМ. Тезисы дОкл. на III конгрессе обогатителей стран СНГ. М., МИСиС, 20-23 марта 2001, С. 180.
74. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Итыгин М.А. и др. Применение центробежных аппаратов для обогащения руд Майского месторождения. В сб. «Металлургические технологии при переработке руд и концентратов цветных металлов. Научн. тр. Гинцветмета., М., 1993, с. 111-112.
75. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Плотников С.М. и др. Извлечение драгоценных металлов из отвальных хвостов обогатительных фабрик. В сб. «Металлургические технологии при переработке руд и концентратов цветных металлов. Научн. тр. Гинцветмета., М., 1993, с. 104-105.
76. Дюдин Ю.К., Руднев Б.П., Синдаровский А.Н. и др. Анализ состояния рудной базы флюоритовой подотрасли Российской Федерации. Маркшейдерский вестник, 2003, № 4, с. 44-45.
77. Птицын A.M., Дюдин Ю.К., Синдаровский А.Н., Руднев Б.П., Шес-товец В.З. и др. Создание технологии брикетирования флотационного концентрата плавикового шпата для предприятий черной металлургии (Гос. Контракт № 11802110005 от 01.03.2000 г.), Отчет М., ФГУП «Гипроцветмет», 2003, ГР№ 01040001704.
78. Руднев Б.П., Птицын A.M., Дюдин Ю.К., Синдаровский А.Н. и др. Способ окускования мелкоизмельченных плавикошпатовых концентратов. Пол. Решение на заявку 2003107794 от 23.03.2003.
79. Птицын A.M., Дюдин Ю.К., Синдаровский А.Н., Руднев Б.П. Оценка перспектив развития горно-металлургической базы ряда металлов в Российской Федерации. М., изд. «Руда и металлы», 2002, 562 с.
80. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Бичурин Р.Ч., Клишин Д.А. и др. Пат. РФ № 2213621 от 17.12.2002 Устройство для гравитационного разделения тонкодисперсных материалов.
81. Бичурин Р.Ч., Енбаев И.А., Руднев Б.П., Клишин Д.А., Шамин А.А. Эффективность переработки отходов обогатительного и металлургического производств - важнейший резерв увеличения сырьевой базы добычи цветных и благородных металлов. Докл. на Научном симпозиуме «Неделя горняка-2003». Горн, инф.-анал. бюл. Моск. гос. горн, ун-т, М., 2003, № 11, с. 209-212.
Отпечатано в типографии «П-Центр» тираж 100 экз. Заказ № 0021.
*
g 3 6 РНБ Русский фонд
2005-4 26860
Содержание диссертации, доктора технических наук, Руднев, Борис Петрович
ВВЕДЕНИЕ
Содержание
ГЛАВА 1. МИРОВОЙ ОПЫТ ПЕРЕРАБОТКИ ХВОСТОВ ОБОГАЩЕНИЯ И ОТВАЛОВ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО ПРОИЗВОДСТВА.
1.1. Переработка хвостов обогащения на зарубежных предприятиях.
1.2. Переработка хвостов обогащения на предприятиях СНГ.
1.3. Переработка отвальных продуктов металлургического производства.
Выводы по главе 1.
ГЛАВА 2. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ПРЕДКОНЦЕНТРАЦИИ ЦЕННЫХ КОМПОНЕНТОВ ИЗ ОТВАЛЬНЫХ ХВОСТОВ ПРИ ИХ ГИДРОТРАНСПОРТЕ.
2.1. Физическое обоснование возможности разделения минеральных частиц по плотности при гидротранспортировании.
2.2. Экспериментальные исследования условий вывода обогащенной фракции при гидротранспортировании отвальных хвостов.
2.3. Проведение исследований по определению условий вывода обогащенной фракции из хвостопроводов.
2.4. Лабораторные и полупромышленные опыты по доизвлечению ценных компонентов из продуктов, выделенных из отвальных хвостов медной фабрики АГМК, и I-II медных фабрик и III полиметаллической фабрики ДГМК с помощью заборного устройства.
Выводы по главе 2.
ГЛАВА 3. РАЗРАБОТКА ГРАВИТАЦИОННОЙ ТЕХНОЛОГИИ ВЫДЕЛЕНИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ ТЕКУЩИХ И ЛЕЖАЛЫХ
ТОНКОИЗМЕЛЬЧЕННЫХ ХВОСТОВ.
3.1. Описание движения пульпы в центробежном аппарате.
3.2. Экспериментальное исследование гидродинамики потоков в центробежном сепараторе.
3.3. Укрупненные лабораторные испытания по доизвлечению благородных металлов из отвальных хвостов с помощью центробежных концентраторов.
Выводы по главе 3.
ГЛАВА 4. ПЕРЕРАБОТКА ОТВАЛЬНЫХ КЕКОВ
ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО ПЕРЕДЕЛА.
4.1. Исследование изменений, происходящих с флотационными концентратами Тырныаузской обогатительной фабрики при автоклавно-содовой переработке.
4.2. Разработка технологии обогащения отвальных кеков Нальчикского гидрометаллургического завода.
Выводы по главе 4.
ГЛАВА 5. СНИЖЕНИЕ ПОТЕРЬ ЦЕННЫХ МИНЕРАЛОВ ПРИ ФЛОТАЦИОННОМ ОБОГАЩЕНИИ, ИМЕЮЩИХ БЛИЗКИЕ ФИЗИЧЕСКИЕ ПАРАМЕТРЫ С ПОРОДНЫМИ МИНЕРАЛАМИ.
Выводы по главе 5.
ГЛАВА 6. ПРАКТИЧЕСКИЕ РЕЗУЛЬТАТЫ РАЗРАБОТОК ТЕХНОЛОГИЙ ПО ДОИЗВЛЕЧЕНИЮ ЦЕННЫХ КОМПОНЕНТОВ ИЗ ОТВАЛЬНЫХ ХВОСТОВ.
6.1. Извлечение ценных компонентов из отвальных хвостов, транспортируемых в трубопроводах.
6.2. Извлечение благородных металлов из лежалых хвостов бегунной фабрики с помощью центробежных сепараторов.
6.3. Извлечение ценного компонента из отвальных хвостов Нальчикского ГМЗ
6.4. Сокращение потерь флюорита с текущими отвальными хвостами обогащения сложных карбонатно-флюоритовых руд.
Введение Диссертация по наукам о земле, на тему "Обоснование и разработка эффективных методов обогащения текущих и лежалых хвостов обогащения руд цветных, благородных и редких металлов"
Весь опыт развития цивилизации свидетельствует о том, что человечество, постоянно используя достижения научно-технического прогресса, не только не освобождается от необходимости освоения богатств земных недр, но во все большей степени становится зависимым от них [1]. Современное развитие горно-металлургического комплекса Российской Федерации характеризуется, с одной стороны, снижением добычи руд цветных и черных металлов, горно-химического сырья, а с другой -вовлечением в переработку труднообогатимых руд сложного вещественного состава, характеризующихся низким содержанием ценных компонентов, тонкой вкрапленностью и близкими физико-химическими и поверхностными свойствами минералов. Обострение положения с обеспечением потребности в продукции минерально-сырьевого комплекса обусловливает настоятельную необходимость вовлечения в производство сырья техногенных месторождений. По ориентировочным оценкам геологов суммарная ценность полезных компонентов в сырье техногенных месторождений превышает 87 трлн. руб. в ценах начала 1991 года, те есть сопоставима с оценкой потенциальных ресурсов минерального сырья в недрах СНГ (более 100 трлн. руб. в ценах того же времени). Так только на Урале имеется 177 млн. т хвостов обогащения медных и медно-цинковых руд, в которых содержится475 тыс. т меди, 680 тыс. т цинка, 37,4 млн. т серы. Первоочередным объектами здесь являются хвосты Бурибаевской, Красноуральской и Учалинской фабрик в объеме 54,5 млн. т со средним содержанием меди 0,35-0,48%, цинка - 0,19-1,04%, серы - 17-33%. В этом регионе находится более 90 млн. т медных шлаков, содержащих 350 тыс. т меди, 2180 тыс. т цинка, 900 тыс. т серы, более 7 т золота, 150 т серебра, 23 тыс. т висмута, 8 тыс. т кадмия. В России имеется 90 млн. т хвостов свинцово-цинковых фабрик, включающих 145 тыс. т свинца и 400 тыс. т цинка при среднем их содержании соответственно 0,14-0,29% и 0,07-0,79%).
Объемы хвостов оловянных фабрик составляют 100 млн. т с запасами металлов 81 тыс. т со средним содержанием олова 0,18%. Галечные и эфельные отвалы Чукотки, хвосты Приморской и шламы Иультинской фабрик содержат соответственно 0,320 и 0,301% триоксида вольфрама, что выше содержания в рудах Тырныаузского комбината [2]. По данным В.А.Чантурия в России к настоящему времени уже накоплено 12 млрд. т отходов в виде вскрышных пород и хвостов обогатительных фабрик, содержание ценных компонентов в которых позволяет рассматривать их как реальный ресурс в обеспечении России дополнительным металлом [3]. Определенные потери металлов связаны с отвальными продуктами пиро- и гидрометаллургического передела [4]. Имеется большое количество данных о повышенных содержаниях благородных металлов, в т.ч. золота в месторождениях железа, песчано-гравийных смесей, фосфоритов, нефелинов, бокситов, марганцевых руд, в титано-циркониевых, в калийных солях и рассолах, в гравийно-песчаных массах в реках, в корах выветривания, в хвостах обогащения медных, медно-цинковых, свинцово-цинковых руд [514]. По данным В.А.Конева [15] минимально возможное содержание металлов в отвальных хвостах флотационных обогатительных фабрик цветной металлургии, как правило, в 2-3 раза ниже фактического. Большая часть безвозвратных потерь металлов с отвальными хвостами приходится на долю сростков. Примерно 1/3 всех теряемых сростков являются закрытыми, а 2/3 - открытыми. Одновременно некоторая часть металлов теряется и с раскрытыми зернами минералов, особенно в труднофлотируемых классах -10 мкм. Для руд благородных металлов характерны потери в классах крупностью +100 мкм (при флотационном обогащении) и в классах -250 мкм — при гравитационном обогащении. Поэтому вопросы сокращения этих потерь представляют несомненный промышленный и научный интерес и являются актуальной промышленной задачей. Технико-экономические расчеты, опыт работы ряда зарубежных предприятий [16-19] показывает, что из отвальных хвостов обогатительных фабрик цветной и черной металлургии, добыча благородных и др. ценных металлов может быть организовано только как попутная из отходов обогащения текущего производства на действующих производствах, а также из перемещаемых горных масс. При этом извлечение ценных компонентов желательно проводить без существенного изменения технологического режима основного производства и без его реконструкции, а технологические схемы доизвлеченния ценных компонентов должны быть просты в эксплуатации и обеспечивать высокую производительность.
Глава 1. МИРОВОЙ ОПЫТ ПЕРЕРАБОТКИ ХВОСТОВ ОБОГАЩЕНИЯ И ОТВАЛОВ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО
ПРОИЗВОДСТВА
Заключение Диссертация по теме "Обогащение полезных ископаемых", Руднев, Борис Петрович
ОСНОВНЫЕ ВЫВОДЫ
1. На основании исследований разработаны рентабельные методы обогащения текущих и лежалых хвостов мокрой переработки руд цветных, благородных и редких металлов.
Установлена возможность и разработаны установки для вывода обогащенной фракции при гидротранспортировке лежалых и текущих хвостов руд; для хвостов, содержащих благородные и редкие металлы -методами центробежной концентрации на безнапорных и напорных аппаратах; разработана технология снижения потерь флюорита при обогащении сложных карбонатно-флюоритовых руд.
2. Рассмотрены силы, действующие на частицы пульпы при гидротранспорте. Показано, что частицы находятся под действием двух сил: взвесенесущего потока, характеризуемой критической скоростью потока vKp, и силы тяжести, характеризуемой гидравлической крупностью частиц. Так как сростки породы с ценными минералами, частицы благородных металлов имеют более высокую плотность, чем породные минералы и соответственно более высокую гидравлическую крупность, возможно расслоение пульпы по высоте трубопровода по плотности.
3. На экспериментальной установке на искусственной смеси была показана возможность концентрации тяжелых сростков по высоте хвостопровода. Доказано, что во взвесенесущем потоке можно выделить слои, имеющие разное насыщение ценным продуктом, т.е. имеется возможность управлять процессом концентрации в определенном слое максимально возможное количество полезного продукта при скоростях взвесенесущего потока 0,8-2,5 м/с. Превышение этой скорости нарушает процесс расслоения из-за турбулизации потока.
4. Выполненные на крупнейших обогатительных фабриках СНГ: медная обогатительная АГМК и медные обогатительные фабрики и полиметаллическая фабрика ДГМК исследования подтвердили ожидаемые результаты.
5. Экспериментально установлено расстояние, необходимое для расслоения пульпы по высоте хвостопровода, в зависимости от точки возмущения взвесенесущего потока (насос, поворот трассы, точка подачи пульпы), которое составляет не менее 50-60Д где D - диаметр трубопровода.
Разработаны режимы доводки отобранных обогащенных фракций как для медной фабрики АГМК, так и медных и полиметаллической фабрик ДГМК.
6. Разработанная технология по выделению обогащенной фракции из придонной части напорного и безнапорного хвостопроводов с последующей ее доводкой была внедрена на Алмалыкской медной фабрике, что позволило ежегодно доизвлекать 200-250 кг золота и 370-400 т меди (производительность установки 60 т/ч), что дает экономический эффект свыше 1 млн. долл. США.
7. В процессе флотационного обогащения руд, содержащих минералы и металлы благородной группы, которые по массе значительно отличаются от других минералов пульпы, возможны потери этих компонентов, особенно в крупном классе -0,15 мм за счет отрыва от пузырьков воздуха при флотации, так и из-за наличия пленок, примесей неблагородных металлов и т.п. При гравитационном обогащении на традиционном оборудовании (шлюзы, отсадочные столы, концентрационные столы) значительные потери благородных металлов наблюдаются в тонком классе -0,1 мм. Наличие пленок возможно и на других минералах, в частности шеелите, при гидрометаллургическом переделе продуктов обогащения.
Для таких продуктов показана эффективность применения высокопроизводительных гравитационных аппаратов напорного центробежного (короткоконусные гидроциклоны) и безнапорного центробежного принципа действия.
8. Сделано описание процессов концентрации минеральных частиц в безнапорных центробежных концентраторах. Показано, что на частицы, достигнувшие нарифлений, действуют подъемная сила со стороны потока, вдвигающегося вдоль образующей чаши-ротора, и центробежная сила, прижимающая частицу к поверхности нарифления. Дальнейшая концентрация частиц происходит за счет воды, подаваемой в нарифления.
9. Экспериментально изучена гидродинамика потоков жидкости в центробежном концентраторе. С использованием метода «светового потока» показано наличие в концентраторе четырех зон:
- зона нисходящего потока (в центре сепаратора);
- зона турбулентного перемешивания;
- зона упорядоченного движения (вблизи ротора-чаши);
- зона турбулентных завихрений в нарифлениях.
Измерены тангенциальная составляющая , радиальная составляющая
Рад и осевая (вертикальная) составляющая &веРт скорости движения жидкости.
10. Показано значительное различие работы центробежного концентратора от условий работы короткоконусных гидроциклонов. В центробежном концентраторе тангенциальная скорость превосходит осевую скорость в 3-6 раз, в гидроциклонах тангенциальная скорость превосходит осевую в 60-75 раз.
11. На базе описания процесса обогащения в центробежном концентраторе и экспериментальных исследований создан принципиально новый способ разрыхления постели в нарифлениях путем подачи воды по направляющим нарифлений с учетом различной величины центробежной силы по высоте ротора-чаши. Данное предложение позволяет уменьшить количество промывной воды, резко облегчить конструкцию концентраторов.
12. Показана возможность использования концентраторов конструкции МП «Роторные линии», созданных по совместной заявке, для открытия месторождений (россыпей) благородных металлов, в которых они находятся в незначительном количестве и наблюдаются в мелкой фракции, например, металлов платиновой группы на прииске «Заамар» (Монголия). В данной конструкции концентратора улавливается также «плавучее» золото, имеющее толщину менее 0,005 мм.
13. Экспериментально изучено изменение шеелита и жирнокислотного собирателя (олеиновой кислоты) в процессе автоклавно-содового выщелачивания концентрата марки КМТТТП. Показано, что в первый период выщелачивания (температура 225°С, давление 25 МПа, содовый эквивалент 2,7) происходит десорбция жирнокислотного собирателя с поверхности минералов. После 60 мин выщелачивания наблюдается появление новой твердой фазы - искусственного кальцита. При этом поверхность твердой фазы увеличивается с 1,2 до 2,3 м /г и происходит обратная сорбция жирнокислотного собирателя из жидкой фазы на твердую. При автоклавно-содовой переработке олеиновая кислота не разрушается и сохраняет свои флотационные свойства. Показано, что на поверхности шеелита находятся о пленки кальцита (на рентгенограмме гл. линии 3,029; 1,819 и 1,044 А). Поэтому применение традиционного флотационного метода для выделения шеелита из отвальных кеков Нальчикского ГМЗ становится неэффективным.
14. На базе проведенных исследований разработана схема переработки отвальных текущих и лежалых кеков Нальчикского ГМЗ, включающая гравитационное выделение измененного шеелита (вольфрамита) в короткоконусных гидроциклонах, флотационное извлечение молибденита из песков и сливов короткоконусных гидроциклонов, доводку песков гидроциклонов на концентрационном столе (или короткоконусном гидроциклоне). По данной схеме был получен вольфрамовый продукт, содержащий 33,6 WO3 при извлечении 67,3% и молибденовый продукт, содержащий 33% Мо при извлечении 55,4%. Показано наличие и возможность извлечения золотосодержащего продукта с помощью центробежных концентраторов из отвальных кеков Нальчикского ГМЗ.
15. Исследования пенных и камерных продуктов флотации чистых минералов берилла и сподумена методом ИК-спектроскопии показали, что спектры пенных продуктов характерны для слабозамещенных минералов берилла и сподумена (т.е. приближаются к спектрам «идеальных» минералов). ИК-спектры камерных продуктов флотации чистых минералов характеризуются значительными изменениями, наличием значительных полос в области валентных колебаний (ОН)х-групп (3200-3500 и 3640, 3710 см"1), а также полос поглощения, характеризующих валентные и деформационные колебания АЮб-октаэдров и 8Ю4-тетраэдров. Анализ камерных продуктов показал на повышенное содержание в берилле - магния, в сподумене - железа.
16. Установлено, что закрепление жирокислотного собирателя происходит путем замещения гидроксильных групп, связанных с алюминием, находящемся в октаэдрической координации (берилл, сподумен). Изменение координации алюминия в тетаэдрическую (алюмосиликат) приводит при флотации к полной депрессии минералов (переход а-сподумена в Р-сподумен).
17. После обработки сподумена и берилла едким натром на его поверхности методом электрографии обнаружено вещество, обладающее слоистой структурой и характеризуемое межплоскостными расстояниями: 4,46 (4,44) А; 2,59 (2,57) А; 1,54 (1,50) А.
18. Разработан невысокотемпературный режим брикетирования флотационного флюоритового концентрата, не вносящий вредные примеси (SiC>2, S) в готовую продукцию.
Библиография Диссертация по наукам о земле, доктора технических наук, Руднев, Борис Петрович, Москва
1. Васильчук М.П., Трубецкой К.Н., Ильин A.M., Зимин B.C., Чантурия В.А., Чаплыгин М.Н., Каплунов Д.Р. Недра и основные положения экологической безопасности их освоения. Горный журнал, 1995, № 7, с. 1721.
2. Трубецкой К.Н. Современное состояние минерально-сырьевой базы и горнодобывающей промышленности России. Горный журнал, 1995, № 1, с. 3-7.
3. Чантурия В.А. Основные направления комплексной переработки минерального сырья. Горный журнал, 1995, № 1, с. 50-54.
4. Тарасов А.В. Институт «Гинцветмет» и инновационные проблемы в цветной металлургии России. В сб. Новые рубежи в цветной металлургии. М., Гинцветмет, 2002, с. 6-19.
5. Арбатов А.А., Астахов А.С., Лавров И.П. и др. Нетрадиционные ресурсы минерального сырья. М., Недра, 1988, 253 с.
6. Беневольский Б.И., Шевцов Г.П. О потенциале техногенных россыпей золота Российской Федерации. М., Минеральные ресурсы России, 2000, № 1, с. 14-19.
7. Кармазин В.В. Перспективы увеличения добычи золота при разработке техногенных месторождений. Горный журнал, 1997, № 7, с. 56-57.
8. Быховский Л.З., Блинов В.А., Зубков Л.Б., Патык-Кара Н.Г. Перспективы комплексного использования титано-циркониевых россыпных месторождений России. Горный журнал, 1997, № 8, с. 22-26.
9. Быховский Л.З., Машковцев Г.А., Самсонов Б.Г., Эпштейн Е.М. Рациональное использование недр: проблемы и пути решения. Геол. Методы поисков, разведки и оценки месторождений твердых полезных ископаемых: Обзор. ЗАО «Геоинформ Марк», М., 1997, 42 с.
10. И. Романчук А.И., Никулин А.И., Жарков В.В. Оценка золотоносности некоторых месторождений ПГМ Восточно-Европейской платформы. Разведка и охрана недр, 1998, № 9-10, с. 23-26.
11. Гринев С.М., Сазонов A.M. Перспективы рентабельности Сибирского глинозема в связи с возможностью промышленного извлечения благородных металлов из нефелиновых руд Кузнецкого Алатау. Тезисы докладов VI горно-геологического форума. СПб., 1998, с. 35.
12. Сазонов Ю.Г. Нетрадиционные виды золоторудного сырья в России. Вестник РАН, т. 65, № 2, с. 790-795.
13. Конев В.А. Анализ потерь металлов на обогатительных фабриках. М., ЦНИИцветмет экономики и информации. Обзорная информация: серия -Экономика цветной металлургии, 1983, вып. 14, с. 1-60.
14. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин А.А., Качевский А.И. Переработка отвальных хвостов фабрик и нетрадиционного сырья с применением эффективных обогатительных процессов. М., 1998, 60 с.
15. Mining Journal, 1987, v.308, № 7910, p. 231.
16. South African Mining and Engineering Journal, 1981, v.92, № 7910, p. 50-54.
17. Лущаков A.B., Быховский П.З., Тигунов П.П. Нетрадиционные источники попутного получения золота: проблемы и пути решения.
18. Минеральное сырье», серия геолого-экономическая, № 9, М., изд. ВИМС, 2001,82 с.
19. Петров И.М. Добыча и переработка руд цветных металлов в России в начале XX века. Горный журнал, 2004, № 2, с. 83-86.
20. Левченко Е.Н. Хвосты обогащения кварцевых песков как источник получения концентратов редких металлов. Сб. Техногенные россыпи. Проблемы. Решения. Симф., 2002, с. 65-72.
21. Курков А.В., Колесникова М.Н., Киркижова Г.В. и др. О получении кварцевого и полевошпатового концентратов из отвальных хвостов. Цветные металлы, 1984, № 4, с. 91-93.
22. Каландадзе О.С., Кереселидзе Г.П., Чохонелидзе М.И., Миронов В.В. Квайсинское горно-обогатительное предприятие: рудная база и перспективы развития. Горный журнал, 2004, № 4, с. 57-60.
23. Тиунов А.А., Тиунов Ю.А., Завьялов Б.А., Бацуев А.А. Флотация мусковита из гранитных редкометалльных руд. Цветные металлы, 1984, № 4, с. 88-89.
24. Джумаев М.Х. Прошлое и будущее Такобского месторождения. Горный журнал, Цветные металлы, спец.выпуск., 2003, с. 50-51.
25. Максимов Р.Н., Гомен В.И. Новые аппараты для переработки мелкофракционных хвостов обогащения. Цветная металлургия, 2004, № 2, с. 9-14.
26. Мазин В.П., Костромина И.В. Разработка комбинированного метода извлечения окисленного молибдена. Обогащение руд, 2004, № 1, с. 21-23.
27. Строганов Г.А. Тиунов А.А. Доизвлечение полезных компонентов из кеков. Цветные металлы, 1988, № 5, с. 102-103.
28. Лесовик Р.В. Комплексное использование хвостов мокрой магнитной сепарации железистых кварцитов. Горный журнал, 2004, № 1, с. 76-77.
29. Гзогян Т.Н., Перепелицын А.И., Чмырев А.В., Экарева Е.М. Опыт применения центробежного гравитационного концентратора Falcon дляизвлечения гематита из хвостов мокрой магнитной сепарации на Михайловском ГОКе. Обогащение руд, 2001, № 3, с. 27-31.
30. Ракаев А.И., Алексеева С.А., Чепкаленко Н.А. и др. Получение кварц-полевошпатового концентрата из отвальных хвостов и руд месторождения Куру-Ваара. Обогащение руд, 2003, № 6, с. 3-6.
31. Мокроусов В.А. Оловянные руды первоочередной объект для внедрения рентгенорадиометрической сепарации. Цветные металлы, 1984, № Ю, с. 91-93.
32. Грекулова JI.A., Литвинцев Э.Г., Воеводин Ю.А. и др. Комбинированная технология обогащения оловянных руд. Цветные металлы, 1984, № 10, с. 95-99.
33. Мокроусов В.А., Иванова Н.Д., Роденко В.П. О необходимости исследований радиометрической обогатимости руд цветных металлов. Цветные металлы, 1986, № 9, с. 100-102.
34. Котлер Н.И., Неверов А. Д., Коновалов В.М. и др. Рентгенорадиометрическая сепарация некондиционных оловосодержащих руд. Цветные металлы, 1984, № 10, с. 99-101.
35. Наумов М.Е., Хачатрян Л.С., Бренькова Т.В и др. Совершенствование схемы флотации бедных свинцово-цинковых руд. Цветные металлы, 1984, № 7, с. 98-100.
36. Чантурия В.А., Шадрунова И.В., Минеева И.А. и др. Механизм действия карбамида при выщелачивании руд цветных металлов. Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых, 2002, № 5, с. 89-91.
37. Шадрунова И.В. Перспективы освоения медесодержащих месторождений Урала. Обогащение руд, 2003, № 6, с. 35-39.
38. Максимов И.И. XXII Международный конгресс по обогащению полезных ископаемых (28 сентября 30 октября 2003 г., Кейптаун, ЮАР). Тенденция развития процессов переработки руд и концентратов. Обогащение руд, 2004, № 1, с. 3-11.
39. Кузькин А.С. Вопросы теории и технологические аспекты обогащения в аппаратах центробежного типа. Цветные металлы, 2004, № 3, с. 41-45.
40. Петров С.В., Сентемова В.А. Благородные металлы в железистых кварцитах и возможность их извлечения. Обогащение руд, 1998, № 6, с. 37-40.
41. Кушнаренко Ю.С. Гравитационное обогащение твердых полезных ископаемых (Лабораторные и технологические исследования минерального сырья. Обзорная информация, вып. 3), АОЗТ «Геоинформ марк», М., 1996, 48 с.
42. Енбаев И.А., Шамин А.А., Руднев Б.П., Давыдова JT.M. и др. Реферат по НИР 2-95-070 «Разработка технологии обогащения эфелей хвостохранилища «Мусин Лог» (Южуралзолото, г. Пласт). Гинцветмет, 1995, 15 с.
43. Сидельникова Г.В., Крылова Г.С., Королев Н.И. и др. Кучное выщелачивание перспективный способ переработки техногенного золотосодержащего сырья. Руды и металлы, 2000, № 5, с. 63-65.
44. Сидельникова Г.В. Опыт применения кучного выщелачивания золота в России. Минеральные ресурсы России. Экономика и управление. 2001, № 3, с. 61-66.
45. Адышев В.М. Опыт применения кучного выщелачивания в Республике Хакасия. Минеральные ресурсы России. Экономика и управление. 1999, № 5, с. 34-37.
46. Фазуллин М.И. Кучное выщелачивание благородных металлов. М., изд-во Академии горных наук, 2001, с. 647.
47. Толстов Е.А. и др. Кучное выщелачивание золота из забалансовой руды карьера Мурунтау на совместном предприятии «Зарафшан-Ньюмонт». Цветная металлургия, 1999, № 7, с. 53-56.
48. Лодейщиков В.В. Интеграция процессов фабричной технологии переработки золотосодержащих руд и кучного выщелачивания. Инф.-рекламный бюллетень. Золото. Добыча. Изд-во Иргиредмет, 2004, № 65, 66, 67, 68.
49. Кучное выщелачивание золота зарубежный опыт и перспективы развития. Справочник под ред. Караганова В.В. и Ужкенова Б.С., М. Алматы, 2002, с. 287.
50. Федотов К.В., Потемкин А.А., Романченко А.А., Аксенов A.J1. Модульная ЗИФ с технологией переработки руд выщелачивания. Минеральные ресурсы России. Экономика и управление. Спец.выпуск, сентябрь 2003 г., с. 38-48.
51. Мещеряков Н.Ф. Кондиционирующие и флотационные аппараты и машины. М., Недра, 1990, 237.
52. Черных С.И. Применение колонных флотомашин для дообогащения отвальных хвостов. Горный журнал, 2003, № 11, с. 40-42.
53. Рубинштейн Ю.Б„ Мелик-Гайкозян В.И., Матвеенко Н.В., Леонов С.Б. Пенная сепарация и колонная флотация. М., Недра, 1989, 302.
54. Белогай П.Д., Зеликов М.А. Опыт освоения техногенных титано-циркониевых россыпей Приднепровья. Сб. Техногенные россыпи. Проблемы. Решения, Симф., 2002, с. 22-28.
55. Захаров Б.А. Исследования, Разработка и внедрение технологии гравитационного извлечения благородных металлов при обогащении вкрапленных медно-никелевых руд Норильского промышленного района. Кандидат, диссертация, М., 2004, 195.
56. Лакерник М.М., Мазурчук Э.Н., Петкер С .Я. и др. Переработка шлаков цветной металлургии. М., Металлургия, 1977.
57. Митрофанов С.И., Мещанинова В.И., Курочкина А.В. и др. Комбинированные процессы переработки руд цветных металлов. М., Недра, 1984,216 с.
58. Wakamtsu Т. XV Cong. Int. Miner. Cannes, 1985, v.3, p. 293.
59. Томова И.С., Яковлев B.B., Манцевич М.И. Комбинированные схемы переработки руд цветных металлов. Цветные металлы, 1988, № 5, с. 103-105.
60. Мамаев Ю.А., Литвинцев B.C., Яглукова Н.Г., Колтун А.Г., Богданович А.В. Новые подходы к оценке фазового состава ценных компонентов в техногенных месторождениях и способов их эффективного извлечения. Обогащение руд, 2003, № 6, с. 32-35.
61. Евдокимов П.Д., Сазонов Г.Т. Проектирование и эксплуатация хвостовых хозяйств обогатительных фабрик. 2-е издание, М., Недра, 1978, с. 437.
62. Инструкция по гидравлическому расчету систем напорного гидротранспорта грунтов: П59-72. Д., Энергия, 1972, 32 с.
63. Шохин В.Н., Лопатин А.Г. Гравитационные методы обогащения. 2-е изд. М., Недра, 1993, 350 с.
64. Самыгин В.Д., Филиппов Л.О., Шехирев Д.В. Основы обогащения руд. М., Альтекс, 2003, 303 с.
65. Садковский Б.П. Теоретические обоснования и экспериментальные исследования новых аппаратов на основе гидравлического и сегрегационного разделения гравитационных угловых концентраторов. М., Изд. МГТУ им. Баумана, 2002, 163 с.
66. Кизевальтер Б.В. Об определении конечной скорости свободного падения частиц неправильной формы. Обогащение руд, 1974, № 4, с. 28-32.
67. Олевский В.А. Диаграмма для определения скорости свободного падения шарообразных частиц в жидкости. Обогащение руд, 1971, № 1, с. 35-39.
68. Кнороз B.C. Перемещение песчаных материалов напорным потоком жидкости. Изв. ВНИИГ им. Веденеева, т. 40, 1949.
69. Печенкин М.В. Экспериментальные исследования турбулентностных характеристик взвесенесущих потоков высокой концентрации. ВНИИГ, 1968.
70. Карасик В.М., Асауменко И.А., Витошкин Ю.К. Интенсификация гидротранспорта продуктов и отходов обогащения горно-обогатительных комбинатов. Киев, Наукова думка, 1971.
71. Рябов Л.И. Исследование закономерности обогащения песков в обогатительных трубах. Сб. научных трудов ВНИИ-1, Магадан, 1984, с. 78-86.
72. А.с. СССР № 1474953 от 22.12.1988. «Установка для обогащения отвальных продуктов» Енбаев И.А., Руднев Б.П., Кузькин А.С. и др.
73. Патент РФ № 18347110 от 25.05.1992. «Установка для извлечения ценных компонентов из потока отвальных хвостов обогащения» Енбаев И.А., Руднев Б.П., Аранович В.Л. и др.
74. Патент Узбекистана № 1381 от 25.05.1992. «Установка для извлечения ценных компонентов из потока отвальных хвостов обогащения» Енбаев И.А., Руднев Б.П. и др.
75. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин А.А. и др. Извлечение металлов из хвостов, транспортируемых по напорным трубопроводам. Бюлл. «Цветная металлургия», 1979, № 3, с. 24-25.
76. Енбаев И.А., Аранович В.Л., Пилецкий В.М., Руднев Б.П., Шамин А.А. Извлечение металлов из отвальных хвостов, транспортируемых в трубопроводах. Цветные металлы, 2000, № 3, с.15-17.
77. Рыскин М.Я., Бочаров В.А., Шевелевич М.А. и др. О применении трехпродуктовых гидроциклонов в схемах измельчения колчеданных руд. Цветные металлы, 1980, № 4, с.89-91.
78. Лопатин А.Г., Енбаев И.А., Руднев Б.П., Артемьев И.В. и др. Применение короткоконусных гидроциклонов в операции классификации хвостов основной флотации. Цветная металлургия, 1980, № 17, с. 27-28.
79. Палкин И.Е., Волобаев И.В., Ван Шоу-Лунь, Зим Чень-чуй, Зяо Вэй, Сюй Зин. Перспективы освоения техногенных месторождений золота Китая.
80. В сб. Техногенные россыпи. Проблемы. Решения., Симф., 2002, с. 89-92.
81. Лопатин А.Г. Центробежное обогащение руд и песков. М., Недра, 1987, 224 с.
82. Макаров В.А., Гаманов А.А., Качевский А.Н., Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин А.А. Доизвлечение золота из хвостов дражной добычи с применением центробежных концентраторов. Горный журнал, 2001, № 5, Вставка ОАО «Зарубежцветмет» 30 лет, с. 2-4.
83. Потемкин А.А. Компания «Knelson Concentrator» мировой лидер в производстве центробежных сепараторов. Горный журнал, 1998, № 5, с. 77-84.
84. Богданович А.В., Петров С.В. Сравнительные испытания центробежных концентраторов различного типа. Обогащение руд, 2001, № 3, с. 38-41.
85. Руднев Б.П., Лопатин А.Г., Курочкин С.М. и др. Исследование процесса концентрации минералов в центробежном сепараторе. Отчет МИСиС и Гинцветмет, 1986, инв. 11900, № ГР 01840052077.
86. Батунер Л.М., Людин М.Е. Математические методы в химической технологии. Изд. Химия, Л., 1968.
87. Лопатин А.Г., Думов A.M. Метод исследования гидродинамики потоков в гидроциклонах. Цветные металлы, 1979, № 12, с.84.
88. Лопатин А.Г., Думов A.M. Измерение скоростей потоков в гидроциклонах методом метки потока электролитом. Цветные металлы, 1982, № 2, с. 106-109.
89. А.с. СССР № 669532 от 11.01.1978. «Способ обогащения золотосодержащих продуктов» Енбаев И.А., Лопатин А.Г., Курочкин С.М., Руднев Б.П. и др.
90. А.с. СССР № 762980 от 15.06.1978. «Установка для разделения смесей минералов» Енбаев И.А., Лопатин А.Г., Руднев Б.П., Курочкин С.М. и др.
91. А.с. СССР № 889108 от 14.05.1982. «Устройство для разделения минерального сырья» Енбаев И.А., Руднев Б.П., Курочкин С.М., Лопатин А.Г., и др.
92. А.с. СССР № 1344421 от 15.06.1987. «Установка для разделения смесей минералов» Руднев Б.П., Курочкин С.М., Глинкин В.А.
93. А.с. СССР № 1506699 от 20.10.1986. «Устройство для гравитационного разделения тонкозернистых минералов» Богат А.Э., Тельнов Б.Ю., Руднев Б.П., Лопатин А.Г., и др.
94. А.с. СССР № 1355521 1988. «Установка для разделения смеси минералов» Руднев Б.П., Курочкин С.М., Енбаев И.А. и др.
95. Патент РФ № 1385369, 1993 «Аппарат для гравитационного обогащения» Руднев Б.П., Тырышкин И.В., Енбаев И.А. и др.
96. Патент РФ № 1826207 от 15.02.1999 «Устройство для гравитационного обогащения» Руднев Б.П., Енбаев И.А., Плотников С.М. и др.
97. Патент РФ № 2101088 от 10.01.1998 «Устройство для гравитационного разделения тонкодисперсных материалов» Руднев Б.П., Енбаев И.А., Шамин А.А. и др.
98. Патент РФ № 21004791 от 20.02.1998 «Устройство для гравитационного разделения тонко дисперсных материалов» Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин А.А. и др.
99. Патент РФ № 2213621 от 17.12.2002 «Устройство для гравитационного разделения тонкодисперсных материалов» Енбаев И.А., Руднев Б.П., Бичурин Р.Ч., Клишин Д.А. и др.
100. Федотов К.В., Романченко А. А. Механизмы сепарации золотосодержащего сырья в безнапорном центробежном сепараторе. Минеральные ресурсы России. Экономика и управление. Спец.выпуск, сентябрь 2003, . 80-85.
101. Федотов К.В., Романченко А.А., Сенченко А.Е. Расчет скорости гидродинамических потоков в центробежном концентраторе. Горный журнал, 1998, №5, с. 23.
102. Енбаев И.А., Шамин А.А., Руднев Б.П. Отчет. О проведении работы по испытаниям опытно-промышленной установки на драге 250 ДМ прииска «Заамар» в октябре-ноябре 2000 г., М., АО «Зарубежцветмет», 2000 г.
103. Сурков А.В. Новое в изучении песчано-алевритовой компоненты россыпей и осадочных пород. М., изд-во Е.Разумова, 2000.
104. Сурков А.В., Ахапкин А.А. Об оценке содержания россыпного золота в природных и техногенных объектах. Цветные металлы, 2004, № 4, с. 21-23.
105. Руднев Б.П., Енбаев И.А., Шамин А.А. Об открытии металлов платиновой группы на прииске «Заамар» (Монголия). Цветная металлургия, 2003, №2, с. 7-10.
106. Масленицкий И.Н. Автоклавный процесс извлечения вольфрама из концентратов. Цветные металлы, 1939, № 4-5, с. 140-143.
107. Масленицкий И.Н., Доливо-Добровольский, Доброхотов Г.Н., Соболь С.И. и др. Автоклавные процессы в цветной металлургии. Цветные металлы, изд. Металлургия, М., 1969, с. 349.
108. Каковский И.А., Набойченко С.С. Термодинамика и кинетика гидрометаллургических процессов. Изд. Наука, Алма-Ата, 1986, 269 с.
109. Чантурия В.А., Краснов Г. Д. Комплексная переработка минерального сырья (Плаксинские чтения, М., 9-11 октября 1990 г.), М., Наука, 1992, 192 с.
110. Масленицкий Н.Н., Перлов П.М. Исследование автоклавно-содового процесса переработки вольфрамовых концентратов. В сб. Международный конгресс по обогащению полезных ископаемых. М., Госгортехиздат, 1962, с. 504-517.
111. Жаворонкова А.Я., Моисеева Е.И., Шелкова С.А. и др. Способ количественного определения олеиновой кислоты в продуктах флотации. Авт. св. СССР, № 188130, 1964.
112. Жаворонкова А.Я., Моисеева Е.И., Шелкова С.А., Мишин Н.Ф. Определение олеиновой кислоты в продуктах флотации. Цветные металлы, 1967, №4.
113. Лопатин А.Г., Думов A.M., Руднев Б.П., Квашенко В.Н. и др. Обогащение шеелитсодержащих кеков автоклавного выщелачивания вольфрамовых концентратов. Цветные металлы, 1984, № 11, с. 92-93.
114. Руднев Б.П., Квашенко В.Н., Хачетлов К.А. и др. Выделение вольфрамового и молибденового продуктов из отвальных кеков гидрометаллургического производства. Цветная металлургия, 1984, №3, с. 31-33.
115. А.с. СССР № 1343611 от 08.07.1987. «Способ разделения вольфрамовых и сульфидных концентратов» Руднев Б.П., Квашенко В.Н., Агноков Т.Ш. и др.
116. Руднев Б.П., Лопатин А.Г., Квашенко В.Н. и др. Совершенствование технологического режима и схем обогащения отвальных кеков автоклавного выщелачивания НГМЗ. Отчет. Москва-Нальчик, Гинцветмет, 1985.
117. Руднев Б.П., Квашенко В.Н., Лопатин А.Г. и др. Исходные данные для проектирования установки для переработки текущих и лежалых кеков автоклавного выщелачивания НГМЗ. Гинцветмет, Союзтвердосплав, НГМЗ, 1985.
118. Полькин С.И. Обогащение руд и россыпей редких металлов. Изд. Недра, 1967.
119. Левиуш И.Т., Фуки И.В., Журкова З.А. Обогащение бериллиевых руд и химическая переработка бериллиевых концентратов. Серия: Изучение вещественного состава минерального сырья и технология обогащения руд. ОНТН-ВИЭМС, М., 1966, № 1.
120. Эйгелес М.А. Основы флотации несульфидных минералов. М., изд. Недра, 1964.
121. Хажинская Г.Н. Влияние предварительной подготовки пульпы на флотацию берилла. Научное сообщение ИГД АН СССР, 1961, 16, с. 101-105.
122. Плаксин И.Н., Солнышкин В.И. Действие растворов едкого натра на поверхность берилла при подготовке у флотации. Изв. ВУЗов «Цветная металлургия», 1961, № 3.
123. Петров И.В., Михеев И.В., Будько И.А. Идентификация малорастворимых пленок на поверхности минерала с применением ультразвука. Обогащение руд, 1970, № 5.
124. Шелкова С.А., Руднев Б.П., Щипанова О.В., Ионов Р.А. Изучение основных особенностей поверхности минералов, подготовленных к флотации. Изв. ВУЗов «Цветная металлургия», 1976, № 3. с. 9-14.
125. Колесова В.А. Инфракрасный спектр поглощения силикатов, содержащих алюминий, и некоторых алюмосиликатов. «Опт. и спектр», 1959, т. 6, в. 1.
126. Плюснина И.И., Суржанская Е.А. Инфракрасные спектры поглощения бериллов» Ж. прикладной спектроскопии 1967, т. VII, в. 6, с. 917-923.
127. Плюснина И.И. Инфракрасные спектры силикатов. МГУ, изд. Недра, 1967.
128. Кузнецова Я.Г., Мокалева В.Н. Инфракрасные спектры поглощения пироксенов изоморфного ряда диопсид-жадеит. Записки Всесоюзного минер, об-ва, 1968, 4.97, в. 6, с. 715-718.
129. Moenke Н. Mineralspektren I, II. Akad. Verl. Berlin, 1962, 1966.
130. Плаксин И.И., Солнышкин В.И. Инфракрасная спектроскопия поверхностных слоев реагентов на минералах. М., Наука, 1966.
131. Беллами JI. Инфракрасные спектры сложных молекул. М., ИЛ, 1963, с. 590.
132. Никаниси К. Инфракрасные спектры органических соединений. М., Мир, 1965, с. 216.
133. Звягин Б.Б. Электронография и структурная кристаллография глинистых минералов, М., Недра, 1964.
134. Тюрникова В.И., Мазманян А.О., Рудниченко В.Е., Руднев Б.П. Особенности кристаллической структуры и флотационное поведение шламовых частиц сульфидных минералов. Цветные металлы, 1983, № 12, с. 73-76.
135. Тюрникова В.И., Мазманян А.О., Руднев Б.П. и др. О повышении флотационной активности шламовых частиц сульфидов. Цветные металлы, 1984, № 1,с. 90-92.
136. Тюрникова В.И., Мазманян А.О., Рудниченко В.Е., Руднев Б.П. Физико-химические свойства шламов сульфидных минералов и влияние неорганических электролитов на их флотацию. Сб. докладов АН СССР, Кольский филиал, Горный институт, Апатиты, 1983, с. 3-9.
137. Енбаев И.А., Руднев Б.П., Шамин А.А., Клишин Д.А. Отработка технологического режима по добыче металлов из сырья Карабашского региона. Отчет ФГУП «Гинцветмет», М., 2003.
138. Эйгелис М.А. Реагенты-регуляторы во флотационном процессе. М., Недра, 1977, с. 215.
139. Шестовец В.В. Автореферат кандидатской диссертации, 1996, 26 с.
140. Концентраты плавикошпатовые. ГОСТ 7618-83.
141. Дюдин Ю.К., Руднев Б.П., Синдаровский А.Н., Полонский Г.В. Анализ состояния рудной базы флюоритовой подотрасли Российской Федерации. Маркшейдерский вестник, 2003, № 4, с. 44-45.
142. Гашкова В.И., Воротников А.В., Шафрай В.В. и др. ОАО «Полевский криолитовый завод»: Комплексная переработка флюоритового концентрата. Екатерин. УрО РАН, 2002, 256 с.
143. Брикеты флюоритовые. ТУ 1104-176955-103-025-2000.
144. Руднев Б.П., Птицын A.M., Дюдин Ю.К., Синдаровский А.Н. и др. Способ окускования мелкоизмельченных плавикошпатовых концентратов. Пол. Решение на заявку 2003107794 от 23.03.2003.
145. Бадамсурен, Кутлин Б. А., Щекотов Н.Д., Авдохин В.М., Морозов В.В. МГГУ-ГОК «Бор-Ундур»: направления и перспективы сотрудничества. Обогащение руд. Вкладка ОАО «Зарубежцветмет», 2000, № 3, с. 8-12.
-
Руднев, Борис Петрович
-
доктора технических наук
-
Москва, 2004
-
ВАК 25.00.13
- Исследование, разработка и внедрение технологии гравитационного извлечения благородных металлов при обогащении вкрапленных медно-никелевых руд Норильского промышленного района
- Разработка технологии извлечения вольфрама из лежалых хвостов Джидинского ВМК
- Комбинированная гравитационно-гидрохлоридная технология переработки лежалых хвостов золотоизвлекательных фабрик
- Разработка технологии извлечения золота из техногенных отвалов Аллах-Юньской ЗИФ
- Разработка технологии извлечения золота из лежалых хвостов Джидинского вольфрамо-молибденового комбината
