Повышение эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд на основе совершенствования процессов раскрытия и разделения полиминеральных комплексов

Соколов, Виталий Иванович

Бесплатный автореферат и диссертация по наукам о земле на тему
Повышение эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд на основе совершенствования процессов раскрытия и разделения полиминеральных комплексов
ВАК РФ 25.00.13, Обогащение полезных ископаемых

Автореферат диссертации по теме "Повышение эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд на основе совершенствования процессов раскрытия и разделения полиминеральных комплексов"

На правах рукописи

СОКОЛОВ ВИТАЛИЙ ИВАНОВИЧ

УДК 622.765

ПОВЫШЕНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ ОБОГАЩЕНИЯ СМЕШАННЫХ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД НА ОСНОВЕ СОВЕРШЕНСТВОВАНИЯ ПРОЦЕССОВ РАСКРЫТИЯ И РАЗДЕЛЕНИЯ ПОЛИМИНЕРАЛЬНЫХ КОМПЛЕКСОВ

Специальность 25.00.13 - "Обогащение полезных ископаемых"

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Москва 2005

Работа выполнена в Московском государственном горном университете (МГГУ).

Научный руководитель

доктор технических наук, профессор Морозов Валерий Валентинович

Официальные оппоненты доктор технических наук Бочаров Владимир Алексеевич, кандидат технических наук Лунин Владимир Дмитриевич.

Ведущее предприятие -Государственное унитарное предприятие "Государственный институт цветных металлов" («ГИНЦВЕТМЕТ»).

Защита состоится "10" марта 2005 г. в 12 часов на заседании диссертационного совета Д212.128.08 при Московском государственном горном университете по адресу:119991, г.Москва, Ленинский проспект, 6.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке МГГУ.

Автореферат разослан

февраля 2005 г.

Ученый секретарь

диссертационного совета

доктор технических наук

Шек Валерий Михайлович

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. В условиях совместной переработки различных сортов руд, характерной для большинства горно-обогатительных предприятий, наблюдается значительное снижение извлечения ценных компонентов и качества концентратов. Особенно актуальна задача повышения технико-экономических показателей обогащения смешанных руд для предприятий, перерабатывающих медно-молибденовые руды, в которых медь представлена различными минеральными формами, существенно отличающимися по твердости, вкрапленности и флотируемости.

Перспективным путем повышения эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд является совершенствование процессов измельчения и флотации. Основной задачей при оптимизации технологических режимов процессов переработки смешанных руд является формирование оптимального фракционного состава измельченной руды, достигаемого максимальным раскрытием сростков при наименьшем переизмельчении рудных минералов, и обеспечение оптимальных условий флотации различных минералов меди.

Решение задачи повышения эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд требует глубокого изучения механизма раскрытия и разделения компонентов полиминеральных комплексов с существенно отличающимися физическими и физико-химическими свойствами, установления и использования закономерностей процессов рудоподготовки и обогащения при совместной переработке руд различных технологических сортов.

Цель работы. Установление закономерностей раскрытия и разделения компонентов полиминеральных комплексов смешанных медно-молибденовых руд в процессах измельчения и флотации

Идея работы. Использование параметров фракционного состава продуктов измельчения и флотации для установления закономерностях раскрытия и разделения минеральных компонентов.

Методы исследований. В работе использованы: гранулометрический, фракционный, минералогический, микроскопический и химический методы анализа исходного сырья и продуктов обогащения; исследования процессов измельчения, классификации и флотации на лабораторных аппаратах и промышленных установках; методы статистической обработки и математического моделирования.

Научные положения, разработанные соискателем

Вскрыты причины снижения показателей обогащения при совместной переработке руд разных технологических сортов в условиях присутствия ценного компонента в нескольких минеральных формах, значительно отличающихся по размерам вкрапленности, прочности и флотируемости. Показано, что увеличение потерь меди обусловлено несоответствием технологических режимов необходимым условиям измельчения и флотации легкошламующихся, тонковкрапленных и

труднофлотируемых минеральных форм.

Определены новые зависимости эффективности измельчения и раскрытия минеральных фракций смешанных медно-молибденовых руд с различной прочностью и вкрапленностью от продолжительности измельчения, массы и гранулометрического состава измельчающей среды, стадиальности классификации.

Установлены новые закономерности флотации минералов меди с различной флотируемостью и адсорбционной способностью при варьировании расхода и концентрации собирателя.

Выбрана и обоснована технологическая схема подготовки и обогащения смешанных медно-молибденовых руд, включающая процесс полусамоизмельчения с регулированием массы шаровой загрузки, трехстадиальную классификацию с пооперационным выделением готового класса крупности, шаровое измельчение с регулированием гранулометрического состава шаровой загрузки, коллективную флотацию с получением медного концентрата в два потока, обеспечивающая повышение извлечения ценных компонентов, производительности и снижение энергозатрат.

Новизна научных положений

Получены следующие новые научные результаты:

- средние размеры раскрытых зерен вторичных сульфидов меди, халькопирита и кварца в питании коллективной и селективной флотации обратно пропорциональны прочностями минералов и составляют, соответственно, 60-62, 6567 и 112-115% от среднего размера твердого в пульпе;

• удаление мелких фракций измельчающей среды из мельницы способствует повышению выхода продуктивного класса -160 + 5 мкм на 5-7% за счет снижения недо- и переизмельчение рудных минералов и обеспечивает снижение потерь ценных компонентов при флотации;

- при флотации смешанных руд остаточная концентрация собирателя в пульпе достаточна для полной флотации вторичных сульфидов меди и недостаточна для полной флотации халькопирита, вследствие чего наблюдается снижение на 3-5% извлечения меди в форме халькопирита;

Обоснованность и достоверность научных положений и выводов подтверждаются удовлетворительной сходимостью расчетных и экспериментально измеренных значений параметров (коэффициент R2=0,85-0,99) гранулометрического состава и флотации, соответствием результатов лабораторных, опытно-промышленных и промышленных испытаний, положительными результатами внедрения разработок в производство.

Научное значение заключается в установлении закономерностей раскрытия и разделения компонентов полиминеральных комплексов смешанных медно-молибденовых руд с существенно отличающейся прочностью, вкрапленностью и флотируемостью.

Практическое значение состоит в разработке технологических схем и режимов измельчения и флотации смешанных медно-молибденовых руд, обеспечивающих повышение извлечения ценных компонентов, производительности и сокращение энергозатрат.

Реализация результатов работы. Основные результаты работы и практические рекомендации внедрены при реконструкции измельчительных и флотационных отделений обогатительной фабрики ГОКа "Эрдэнэт" с общим фактическим экономическим эффектом 925 тыс. долларов США.

Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждались на международных научно-практических конференциях по обогащению медно-молибденовых руд (Эрдэнэт, 1998, 2001, 2004 г.г), научном симпозиуме «Неделя горняка» (2004-2005 гг., Москва, МГГУ), семинарах кафедры "Обогащение полезных ископаемых" МГГУ (2003-2004 гг.).

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 5 работах.

Объем работы. Диссертация состоит из введения, пяти глав, заключения, библиографического списка использованной литературы из 110 наименований, содержит 45 рисунков и 22 таблицы.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Для достижения поставленной задачи повышения эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд необходимо применение современных методов исследования минерального и фракционного состава руд и продуктов обогащения, позволяющих установить закономерности раскрытия зерен рудных минералов из сростков, особенности поведения минеральных фракций в разделительных и обогатительных операциях. Значительный вклад в развитие данного направления внесли известные российские ученые: В. И. Ревнивцев, В.А. Чантурия, СБ. Леонов, А А. Абрамов, В.М. Авдохин, В.А. Арсентьев, О.С. Богданов.ВА Бочаров, Л.А. Вайсберг, В.В. Морозов, О.Н. Тихонов, и другие отечественные и зарубежные ученые.

Анализ результатов изучения свойств минералов показывает, что первичные сульфиды меди в форме халькопирита и вторичные сульфиды меди в форме халькозина, ковеллина и борнита значительно отличаются по микротвердости флотируемости и вкрапленности (табл.1).

Одновременное присутствие в руде вторичных и первичных сульфидных минералов меди, обусловленное как процессами вторичного оруднения, так и смешиванием руд различных горизонтов в условиях характерной для большинства предприятий вертикальной зональности снижает технико-экономические показатели обогащения. Организация раздельной посортовой переработки руд реализуется лишь частично и для 60-80% от рудопотока осуществляется шихтовка (смешивание) руд для поддержания заданного содержания в руде основного компонента.

Для определения технологических результатов и предельно-допустимых интервалов смешивания руд были проведены исследования на смеси первичных и вторичных руд, в качестве которых были взяты руды месторождения Эрдэнэтийн-Овоо (ГОК "Эрдэнэт"), с отметок 1270 и 1480 м. Анализ результатов показал, что переработка смеси руд верхних и нижних горизонтов характеризуется снижением извлечения меди и молибдена в товарные концентраты (рис.1).

Рис. 1. Зависимость извлечения меди и молибдена при флотации смеси первичных и вторичных медно-молибденовых руд.

1. - Извлечение меди; 2. - Извлечение молибдена.

При этом наихудшие показатели (снижение извлечения на 6-10%) имеют место при смешивании руд в соотношении 1:1. При смешивании руд до соотношения 1 6 (16%) снижение извлечения невелико (менее 0,4%).

Полученные результаты не только свидетельствуют о наличии отрицательного синергетического эффекта от совместной переработки вторичных руд верхних

горизонтов и первичных руд нижних горизонтов, но и определяют допустимый уровень смешивания при организации раздельной переработки руд (до 15%).

Причина снижения извлечения заключается в первую очередь в том, что для раскрытия медных минералов обозначенные типы руд требуют различной степени измельчения. Имеющийся опыт переработки медно-молибденовых руд показывает, что при флотационном обогащении вторичных руд необходимо измельчение до крупности 67% класса -74 мкм Для первичных руд требуется более тонкое измельчение до содержания 72% класса -74 мкм. При обогащении смешанных руд эффективный режим раскрытия не достигается. Недостаточно изучен процесс флотации минеральных форм меди с различающимися физико-химическими свойствами при их одновременном присутствии в смешанных рудах. Таким образом, решение задачи повышения эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд требует проведения исследований по определению закономерностей измельчения и флотации компонентов полиминеральных комплексов, характеризующихся существенными отличиями физических и физико-химических свойств.

Исследование закономерностей измельчения и классификации полиминеральных комплексов смешанных руд

Выявление различий в раскрытии компонентов полиминеральных комплексов проводилось путем сравнения характеристик фракционного состава при варьировании условий измельчения. Для проведения исследований использовалась усредненная прпба руды текущей добычи. Отобранная от продуктов обогащения проба подвергалась мокрому рассеву на ситах 44, 74,120,200 мкм и разделению на седиментационном гранулометре по крупности 28; 17; 10; 6 мкм. Фракция -6 мкм анализировалась с использованием компьютеризированного алгоритма, определяющего характеристики распределения по крупности зерен минералов и сростков для классов: -6+3,6 мкм; -3.6 +2,2 мкм; -2,2+1,3 мкм; -1,3 мкм.

При микроскопическом анализе к сросткам были отнесены зерна минералов, размер которых в два раза меньше нижнего размера (предела) крупности исследуемой фракции. В качестве «сигнальных» минералов были взяты ковеллин и халькозин (вторичные сульфиды меди), халькопирит, кварц. При проведении укрупненных лабораторных испытаний были испытаны режимы измельчения, позволяющие достичь степени измельчения руды от 17,5 до 80,1 % кл. -74 мкм.

С увеличением продолжительности измельчения происходит изменение гранулометрических характеристик зерен сульфидных минералов (рис.2). Доля зерен вторичных сульфидов меди размером +120 мкм снижается с 33,0% (в исходном питании) до 2% при крупности, соответствующей коллективной медно-молибденовой флотации (67,5% класса -74мкм) и до 0,9% при крупности,

соответствующей режиму селекции (80,1% класса -74мкм) Доля зерен размером менее 2,2 мкм увеличивается с 2,0% в исходном питании до 10,1% при крупности, соответствующей коллективной медно-молибденовой флотации, и до 14,8% при крупности, соответствующей режиму селекции.

Аналогичным образом происходит уменьшение размера зерен халькопирита. Доля зерен размером 120 мкм и более снижается с 27,0% в исходном питании до 4,1% при крупности измельчения, соответствующей коллективной медно-молибденовой флотации, и до 2,3% при крупности, соответствующей режиму селекции. Доля зерен размером менее 2,2 мкм увеличивается с 2,5% в исходном питании до 8,4% при крупности, соответствующей коллективной медно-молибденовой флотации и до 11,6% при крупности, соответствующей режиму селекции.

1 10 100 1000 1 10 100 1000 Крупность зерен, м<м фугнпьэедомм

Рис.2. Гранулометрические характеристики зерен вторичных (а) и первичных (б) сульфидов меди в медно-молибденовой руде

1 - до измельчения; 2 - после измельчения до крупности 30,7% кл. -74 мкм; 3 - после измельчения до крупности 52% кл. -74 мкм; 4 - после измельчения до крупности 67,5% кл. -74 мкм; 5 - после измельчения до крупности 80% кл. -74 мкм

Доля зерен кварца размером 120 мкм и более снижается с 92,5% в исходном питании до 10,9% при крупности, соответствующей коллективной медно-молибденовой флотации, и до 5,4% при крупности, соответствующей режиму селекции (рис 2). Доля зерен размером менее 2,2 мкм увеличивается с 1,3% в исходном' питании до 2,8% при крупности, соответствующей коллективной медно-молибденовой флотации, и до 4,4% при крупности, соответствующей режиму селекции.

Обобщение результатов исследований позволяет сделать вывод о том, что схожими тенденциями при измельчении смешанных руд является постепенное уменьшение крупности зерен в минеральных фракциях и «выполаживание» гранулометрических характеристик, т.е. более равномерное распределение минеральных зерен по различным классам крупности.

Выявление различий в изменении гранулометрического состава минеральных фракций при измельчении смешанных руд проводилось путем сравнения параметров фракционного состава при одинаковых условиях процесса измельчения. Крупность медных и породообразующих минералов в руде, подаваемой на флотацию существенно различается. Выход крупных фракций (более 120 мкм) сульфидных медных минералов не превышает 15%, в то время как доля крупных фракций кварца составляет величину порядка 46% (рис.З.а,). Напротив, если доля шламовых фракций медных минералов (менее 2,6 мкм) приближается к 5%, то их доля в зернах кварца практически не изменяется относительно исходной руды (1.5%).

Если в исходной руде фракционный состав вторичных сульфидов меди характеризовался более крупным размером зерен относительно халькопирита, то в пробе, измельченной до крупности 30,7 и 52% кл -74 мкм, гранулометрические характеристики зерен первичных и вторичных сульфидов меди сближаются и становятся практически идентичными (рис.3,6). При измельчении смешанной медно-молибденовой руды до крупности, соответствующей питанию коллективной медно-молибденовой флотации (67,5% кл.-74 мкм) гранулометрические характеристики фракций вторичных сульфидных минералов меди и халькопирита заметно отличаются (рис.З.в). Во фракциях крупнее 70 мкм относительное содержание халькопирита на 20-40% превышает соответствующее значение для вторичных сульфидов меди. Напротив, во фракциях менее 10 мкм относительное содержание халькопирита на 20-30% меньше соответствующего значения для вторичных сульфидов меди. Гранулометрическая характеристика кварца существенно отличается от характеристик медных минералов и характеризуется значительным преобладанием классов крупности свыше 44 мкм и меньшим относительным содержанием классов крупности менее 44 мкм.

Гранулометрические характеристики фракций вторичных сульфидных минералов меди и халькопирита становятся еще более отличающимися при измельчении смешанной медно-молибденовой руды до крупности, соответствующей питанию селективной флотации (80,1% кл. -74 мкм) (рис.З.г). Во фракциях крупнее 12 мкм наблюдается превышение содержания халькопирита относительно вторичных сульфидных минералов на 20-50%; во фракциях менее 12 мкм, напротив, относительное содержание вторичных сульфидов меди выше на 20-40%. Доля шламовых фракций халькопирита и вторичных сульфидных минералов (-5 мкм) составляет соответственно 10,2 и 15,7%.

Средняя крупность зерен медных минералов снижается при повышении степени измельчения по сложной зависимости. В грубоизмельченной руде (17-30% кл. -74 мкм) средний размер зерен сульфидов меди значительно меньше среднего размера частиц руды (36-45%). В руде, подготовленной к коллективной флотации, средний размер зерен вторичных и первичных сульфидных минералов меди составляет соответственно 60 и 65% от среднего размера частиц руды. При увеличении степени измельчения до 80% кл. -74 мкм средние крупности зерен медных минералов не изменяются и составляют соответственно 61 и 66% от среднего размера частиц руды (рис.4). Таким образом, при измельчении руды до 60% кл. -74 км и мельче устанавливается и сохраняется постоянное соотношение между средними размерами зерен сульфидных минералов и измельченной руды. Для фракций халькозина и ковеллина это соотношение составляет величину 6062%; халькопирита - 65-67%; кварца -112-115%.

Содержание класса - 74мкм,% Содержание класса-74 мц%

Рис.4. Зависимости среднего размера фракций зерен минералов (а) и степени раскрытости руды (б) от крупности руды при ее измельчении: 1 - вторичные сульфиды меди; 2 - халькопирит; 3 - кварц; 4 - руда

Сопоставление данных на рис. 4а и 46 показывает, что область, в которой устанавливается постоянное соотношение средних размеров зерен минеральных фракций и частиц измельченной руды (60-80% класса - 74 мкм), соответствует области достижения полного (95%) раскрытия медных минералов. Из этого следует, что в процессе достижения полного раскрытия медных минералов неизбежно будет происходить более интенсивное измельчение менее твердых вторичных минералов меди и их преимущественная концентрация в мелких классах измельчаемой руды. Из этого следует вывод, что повышение эффективности обогащения смешанных руд требует использования технологических режимов и схем, обеспечивающих наряду с раскрытием сростков одновременный вывод минеральных фракций флотационной крупности в операциях классификации.

Совершенствование процесса классификации при измельчении смешанных руд проводилось на основе сравнения характеристик фракционного состава при варьировании условий классификации. В качестве варьируемого параметра использовали количество стадий классификации в схеме измельчения. Анализ представленных на рис. 5 зависимостей показывает, что увеличение количества стадий классификации ведет к существенному изменению гранулометрических характеристик руды и минеральных фракций.

Рис.5. Гранулометрические характеристики твердого (а), и зерен халькопирита (б) при измельчении медно-молибденовой руды до крупности 67,5% кл. -74 мкм при использовании одностадиальной (1), двустадиальной (2) и трехстадиальной (3) схем классификации

В руде и в минеральных фракциях отмечается снижение на 20-30 отн.% содержания переизмельченных классов (-5 мкм). На 3-5 отн.% снижается выход крупных классов руды и минеральных фракций (+160 мкм). Выход продуктивного класса крупности (-160 +5 мкм) увеличивается на 7% для двустадиальной схемы и ::з 9,5% для трехстадиальной схемы. Полученные результаты обосновывают эффективность применения развитых схем классификации для смешанных руд.

Исследование закономерностей флотации минеральных компонентов из смешанных руд

Выявление различий во флотируемости компонентов полиминеральных комплексов проводилось путем сравнения параметров фракционного состава при варьировании условий флотации. Анализ зависимостей величин извлечений отдельных классов крупности вторичных и первичных минералов меди, показывает, что они носят экстремальный характер, обусловленный снижением извлечения шламистых частиц (-5мкм) и крупных зерен минералов (+ 100 мкм).

Снижение крупности руды вызывает увеличение частных извлечений фракций сульфидов меди всех классов крупности. Сравнение величин извлечения классов зерен одинаковой крупности показывает, что для всего диапазона размеров наблюдается превышение на 4-6% извлечения вторичных сульфидов меди относительно халькопирита.

Снижение извлечения халькопирита обусловлено перераспределением собирателя и его преимущественном закреплении на вторичных сульфидах меди. При этом остаточная концентрация собирателя становится недостаточной для эффективной флотации труднофлотируемых минералов (халькопирита) и их извлечение снижается (рис 6).

Рис.б. Зависимости извлечения минералов в медный концентрат при флотации различных типов руд от концентрации собирателя:

1. халькозина, борнита и ковеллина из вторичных руд; 2. халькопирита из первичных руд; 3. халькозина, борнита и ковеллина из смеси руд; 4. халькопирита из смеси руд

Учитывая склонность вторичных сульфидов к переизмельчению и концентрированию в мелких классах крупности уже на первых стадиях измельчения, их повышенную флотируемость, целесообразно использовать схемы, предполагающие выделение концентрата в два потока. В первом потоке создаются условия для флотации раскрытых зерен преимущественно вторичных сульфидов меди, во втором - халькопирита.

Исследования закономерностей измельчения смешанных руд при варьировании параметров шаровой загрузки

При проведении исследований использовалась лабораторная мельница с комбинированной разгрузкой диаметром 600 мм и загрузкой 10 кг шаров и 10 кг руды. В качестве измельчающей среды использовалась среднеизношенная смесь стальных кованых шаров с первоначальным диаметром 28 мм.

100

2 4 6

Концентрация собирателя, мг/л

При проведении исследований варьирование фракционного состава измельчающей среды достигалось удалением мелких фракций и добавлением соответствующего по весу количества шаров крупностью 25-27 мм. Варьируемыми параметрами в серии являлись количество и размер удаляемой из мельницы фракции измельчаемой среды.

Удаление фракции -4, -6, -8 мм из измельчающей среды приводит к повышению интенсивности измельчения. Содержание крупных классов (+200 мкм) снижается с 10,3 % до 5,5%, а содержание готового класса (-74 мкм) увеличивается с 62,7% до 70,0%. При этом наблюдается значительное увеличение эффективности измельчения - выхода продуктивного класса (-160 +6 мкм) с 80,9 до 84,0% (рис.7).

Рис 7. Влияние состава шаровой загрузки на показатели измельчения (а) и флотации (б) медно-молибденовой руды 1 - выход продуктивного класса; 2 - выход класса -74 мкм, 3 - извлечение вторичных сульфидов меди; 4 - извлечение халькопирита

Удаление фракций -12 и -18 мм из измельчающей среды приводит к повышению интенсивности измельчения, однако не способствует повышению эффективности измельчения. Так, содержание готового класса (-74 мкм) увеличивается с 62,7% до 73,7%, однако выход продуктивного класса снижается с 84,0 до 81,5. Таким образом, наибольший выход продуктивного класса имеет место при удалении наиболее мелких фракций (до 0,3 от диаметра шаров).

Представленные на рис 7. данные показывают, что максимальное извлечение меди в коллективный концентрат имеет место при удалении фракций измельчающей среды менее 7,5 мм. Это близко со значением, определенным по критерию "выход продуктивного класса" (-8 мм). Удаление мелких фракций ведет к непрерывному увеличению извлечения молибдена в коллективный концентрат. Отличие в поведении медных и молибденовых минералов при удалении мелких фракций измельчающей среды может быть связано как со значительно меньшей

вкрапленностью молибденита, так и с воздействием натертого железа на флотируемость молибденита

Максимальное извлечение меди в коллективный концентрат для обоих типов руд имеет место при одинаковом значении параметра размере удаляемой фракции (рис.7,6), из чего следует, что изменение типа руд или соотношения типов руд, подаваемых на измельчение, не требует изменения параметров шаровой загрузки, что весьма важно с позиции управления технологическим процессом

Определение оптимальной величины шаровой нагрузки при полусамоизмельчении смешанных руд проводилось непосредственно на реальном технологическом процессе. Массив данных для проведения статистического анализа составлял 96 групповых измерений.

В результате корреляционного анализа показано, что увеличение массы шаровой загрузки ведет к росту производительности мельницы (табл 2, У1). Формы зависимостей выходов классов -74 и +200 мкм от массы шаровой загрузки обуславливают экстремальную форму зависимости выхода продуктивного класса (табл. У2) от массы шаровой загрузки.

Таблица 2.

Математические модели связей параметров процесса полусамоизмельчения

при варьировании массы шаровой загрузки (х)

Математическая зависимость коэффициент определенности Координата максимума

1 У1 = 0,0086Х2 - 0.1044Х + 331,7 Я2 = 0,53 -

2 У2 = -0,0014Х2 + 0,2249Х + 75,1 Л2 = 0,48 80 т

3 У3 = -0,000018Х' + 0.0067Х + 0,47 Я2 = 0,59 -

4 У4 = -0,00045Хг + 0.0756Х + 84,1 К2 = 0,45 84 т

5 У5 = -0.0026Х2 + 0.3859Х + 17,3 Я2 =0,40 79 т

Зависимости полной (табл.2, У1)п удельной (табл.2, У3) производительности мельницы по готовому классу крупности от массы шаровой загрузки в интервале масс шаровой загрузки до 90 т сходны между собой С учетом близости величин корреляционных отношений параметров следует вывод, что в интервале масс до 90 т увеличение шаровой нагрузки положительно влияет на производительность мельницы и выход продуктивного класса, т.е. улучшает как интенсивность, так и эффективность измельчения. Зависимости извлечения меди и молибдена в коллективный концентрат от массы шаровой загрузки носит слабовыраженный экстремальный характер (табл.2, У4, У5).

Технико-экономический расчет, учитывающий производительность фабрики, стоимость извлекаемых или теряемых металлов, стоимость электроэнергии, износ барабана мельницы позволяет рекомендовать в качестве оптимального значения

массу шаровой загрузки в 82,5-90,0 т. Меньшее значение оптимально для измельчения менее прочных вторичных руд, большее - крепких первичных руд.

Совершенствование технологических режимов и схем измельчения и классификации смешанных руд

Для отделения шарового измельчения на обогатительной фабрике ГОКа «Эрдэнэт» была предложена схема двустадиального измельчения, предполагающая использование многоступенчатой операции классификации. Усовершенствованная схема (рис.8) включает установленные на первой стадии классификации трехпродуктовые гидроциклоны, изготавливаемые на базе гидроциклонов ГЦ-1400.

Готовым продуктом, направляемым на флотацию, является слив всех трех стадий классификации.

Руда (-16 мм)

1 4-

Измельчен» МШЦ 5,8x6,9)

Классификация ГЦ-500

Классификация ГЦ-710

Измельчение Ист (МШЦ 3,2x4 5)

Слив (67.5-72% кл -74 мкм)

Рис. 8. Разработанная схема измельчения и классификации смешанной медно-молибденовой руды

Внедрение усовершенствованной схемы отделения измельчения на обогатительной фабрике ГОКа "Эрдэнэт" позволило повысить извлечение меди в коллективный концентрат в среднем на 0,55% при повышении содержания меди в коллективном концентрате на 0,5%. При сохранении качества товарного медного концентрата было достигнуто повышение извлечения меди и молибдена на 0,18 и 0,24% (табл. 3), что дало экономический эффект в размере 230 тыс. долларов США в год.

Таблица 3

Технологические показатели при внедрении схемы измельчения с применением трехступенчатой классификации

Наименование продуктов Проектная схема Двустадиаль-ная схема Разработанная схема

Содержание кл +200 мкм 12 21 8,9 8,8

Содержание кл. +160 мкм 14,7 10,5 10,3

Содержание класса -80 мкм 64.1 66 7 67,5

Содержание класса -5 мкм 10,5 10,0 9,0

Содерж. класса +5-160 мкм 74,8 79,50 80,70

Извлеч.меди в товар, конц-т 83,50 83,72 83,90

Извлеч молибд. в товар, конц-т 27,8 28,20 28,44

Производ. мельницы, т/час 245 275 280

Система для регулирования фракционного состава измельчающей среды путем удаления мелких фракций шаров и скрапа была испытана и внедрена на мельнице МШЦ 6,5x5,5 на обогатительной фабрике ГОКа «Эрдэнэт». Рабочая часть системы для удаления изношенной измельчающей среды и скрапа представляет собой магнитную дугу, разгрузочный барабан и разгрузочную воронку.

Магнитная дуга размещается на разгрузочном барабане и образует дуговой профиль 195°. На выходе из мельницы пульпа проходит через разгрузочный барабан. Обломки мелющих шаров и другие магнитные металлические предметы притягиваются к стенке разгрузочного барабана и при его вращении разгружаются в верхней точке в воронкообразный сборник, установленный внутри барабана, и удаляются из внутренней полости барабана через разгрузочный лоток. Из разгрузки мельницы захватываются и выводятся скрап и обломки шаров размером до 25 мм Средний размер удаляемой фракции составил 6,4 мм.

Результаты испытаний показывают, что использование системы позволяет повысить производительность мельниц на 3,5%, сократить удельный расход электроэнергии и обеспечить прирост извлечения меди и молибдена на 0,2%. Ожидаемый экономический эффект от внедрения системы удаления мелких фракций шаровой загрузки составляет 375 тыс. долларов США в год.

Совершенствование технологииполусамоизмельчениясмешанныхруд было осуществлено в корпусе самоизмельчения обогатительной фабрики ГОКа "Эрдэнэт" путем внедрения технологического режима с увеличенной массой шаровой загрузки.

Оценка эффективности разработанного режима проводились путем испытания и сравнения показателей работы мельниц ММС-90хЗО. Мельница ММС -1 работала на обычной шаровой загрузке 55-60 т. Мельница ММС-2 работала на рекомендуемой

шаровой загрузке шарами диаметром 100-120 мм при массе шаров 82,5-90 т. Как видно из табл. 3, производительность мельницы ММС-2 составила за период испытаний 401,7 т/ч и превысила производительность мельницы ММС-2 на 12%.

Таблица 4

Технологические показатели режима полусамоизмельчения смешанных руд с повышенной шаровой загрузкой

Мельница Произв. мельниц, т/ч Ток двигателя, А Шаровая загрузка, т Сод. кл. -74 мкм в сливе, % Уд произв. по кл. - 74 мкм, т/м3ч

Интенсивный режим (ММС-2) 401,7 311 87,5 65,8 0,85

Исходный режим (ММС-1) 362 262 57,5 62,7 0,73

Анализ работы мельниц самоизмельчения при различной производительности по руде показал, что наиболее эффективным является технологический режим при производительности до 390 т/ч при шаровой загрузке от 82,5 до 90,0 т.

Перевод мельниц корпуса самоизмельчения (КСИ) в режим полусамоизмельчения с повышенной массой шаровой загрузки позволил увеличить часовую производительность мельниц на 8% (до 390 т/ч) и повысить производительность корпуса самоизмельчения до 5,4 млн. т в год, с экономическим эффектом 320 тыс. долларов США.

Совершенствование технологических режимов и схем коллективной флотации смешанных руд

Для отделения флотации на обогатительной фабрике ГОКа «Эрдэнэт» была разработана схема, предполагающая получение медно-молибденового концентрата в два потока. Основной задачей, решаемой при проектировании стадиальной схемы флотации, было создание условий для эффективной флотации халькопирита.

Для решения поставленной задачи была спроектирована схема, включающая две основные медно-молибденовые флотации, концентраты которых после перечисток или без них направлялись на последующую селективную флотацию (рис.10). В первой основной медно-молибденовой флотации создаются условия, достаточные для флотации легкофлотируемых минеральных разновидностей меди -вторичных сульфидов меди. В первой и второй основной медно-молибденовой флотации осуществляется распределенная подача 50% от общего расхода собирателя. Концентрация извести поддерживается на уровне 500 г/т, что достаточно для предотвращения флотации пирита. Получаемый в первой флотации концентрат содержит до 25% меди и без перечисток направляется в цикл селекции.

Хвосты первой основной медно-молибденовой флотации направляются на 2-ю основную медно-молибденовую флотацию. Сюда подается 25% от общего расхода собирателя. При этом концентрация извести снижается до 400-450 мг/л. В таких условиях успешно флотируется халькопирит и сростки халькопирита с пиритом.

Рис. 10. Схема флотации смешанных медно-молибденовых руд: СБ -собиратель, СН - сернистый натрий, ВС - вспениватель, СаО - известь

Флотирующиеся попутно зерна пирита отделяются от концентрата в перечистных операциях, где за счет дополнительной подачи извести концентрация СаО повышается до 600 г/т. Получаемый коллективный медно-молибденовый концентрат содержит 15-17% меди и направляется в цикл селекции.

Испытания схемы стадиальной коллективной медно-молибденовой флотации смешанных руд показали, что при ее использовании происходит повышение извлечения меди в товарный концентрат на 0,35%. Минералогический анализ состава продуктов обогащения показывает, что снижение потерь меди при флотации происходит за счет повышения извлечения труднофлотируемой минеральной формы - халькопирита (табл.5). Внедрение разработанной схемы стадиальной коллективной флотации позволит получить экономический эффект в объеме 250 тыс. долларов США.

Таблица 5

Извлечение минеральных фракций при флотации медно-молибденовых руд

Минералы Масс, доля в руде,% Извлечение минеральных фракций,%

по схеме с одним потоком коллективного к-та по схеме с двумя потоками коллективного к-та

Си-Мо к-т Си к-т Си-Мо к-т Си к-т

Халькозин 0,28 88,7 87,1 88,9 87,2

Ковеллин 0,19 86,0 84,9 86,2 85,0

Борнит 0,03 86,1 84,0 86,4 84,1

Халькопирит 0,65 83,5 83,0 84,6 83,9

Окисл. медные минералы 0,3 56,4 36,0 56,4 36,0

Медь, итого 0,57 84,7 83,5 85,5 84,2

Молибденит 0,03 58,4 10,5 58,4 10,5

Пирит 4,7 26,7 14,2 27,0 14,4

Заключение

В диссертационной работе дано новое решение актуальной научной задачи повышения эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд, обеспечивающее за счет эффективного раскрытия и разделения компонентов полиминеральных комплексов повышение извлечения ценных компонентов, увеличение производительности и снижение энергозатрат.

Основные выводы заключаются в следующем:

1. Вскрыты причины увеличения потерь ценных компонентов при флотации смеси первичных и вторичных руд. Показано, что потери металлов обусловлены одновременным недораскрытием сростков минералов в тонковкрапленных первичных рудах нижних горизонтов и переизмельчением ценных компонентов крупновкрапленных вторичных руд верхних горизонтов. Показано, что потери меди при флотации обусловлены неоптимальными условиями флотации халькопирита

2. Определены зависимости изменения гранулометрического состава минеральных компонентов с существенно отличающейся прочностью и вкрапленностью в процессе шарового измельчения смешанных полиметаллических руд. На примере фракций вторичных сульфидов, халькопирита и кварца показано, что скорость уменьшения размера зерен пропорциональна прочности минералов. Показано, что по мере раскрытия сростков средние размеры зерен вторичных сульфидов меди, халькопирита и кварца уменьшаются по сложной зависимости и стремятся к значениям, расположенным в ряду обратно пропорционально их прочности.

3. Установлены закономерности формирования гранулометрического состава фракций минералов различной прочности в процессе измельчения смешанных полиметаллических руд. При крупности измельчения от 60 до 80 % кл. -74 мкм средние размеры зерен фракций зерен минералов уменьшаются пропорционально уменьшению крупности руды, составляя 60-62, 65-67 и 112-115% от средних размеров зерен в руде. Показано, что при крупности измельчения более 67% кл. -74 мкм достигается 92-95%-ное раскрытие сростков и происходит интенсивное переизмельчение ранее раскрытых зерен как вторичных сульфидов меди, так и халькопирита с увеличением выхода труднофлотируемых шламистых фракций крупностью менее 5 мкм соответственно до 15,7 и 10,2 %.

4. Установлены закономерности флотации первичных и вторичных сульфидов меди при флотации смешанных руд. Показано, что снижение извлечения меди в форме относительно труднофлотируемой минеральной формы - халькопирита -обусловлено перераспределением и преимущественной сорбцией собирателя на вторичных сульфидах меди и вмещающих минералах вторичных руд, вследствие чего остаточная концентрация становится недостаточной для полной флотации халькопирита.

5. Показано, что для смеси вторичных и первичных руд наибольшая эффективность раскрытия и разделения достигается:

- использованием схемы измельчения с трехстадиальной классификацией с последовательным выводом готового класса в операциях классификации, увеличивающей выход продуктивного класса крупности на 9,5%;

- оптимизацией гранулометрического состава шаровой загрузки мельниц путем удаления фракции крупностью до 0,3 от размера шаров исходной крупности, обеспечивающей увеличение выхода продуктивного класса -160 + 5 мкм на 4,0%;

- интенсификацией процесса полусамоизмельчения путем поддержания массы шаровой загрузки в мельнице самоизмельчения ММС90х30 в интервале 82,590т, причем меньшее значение соответствует режиму эффективного измельчения преимущественно первичных руд, большее - преимущественно вторичных руд;

- использованием стадиальной схемы коллективной флотации с получением двух потоков коллективного концентрата, обеспечивающих оптимальные условия для флотации минеральных фракций вторичных сульфидов меди и халькопирита.

6. Разработана эффективная схема и технологический режим подготовки смешанных руд, включающие двустадиальное измельчение в шаровых мельницах, трехстадиальную классификацию с применением трехпродуктового гидроциклона в первой стадии и получением готового по крупности продукта на стадиях классификации, удаление фракций измельчающей среды размером менее 0,3 от диаметра загружаемых шаров. Применение разработанной схемы и технологического режима на ГОКе «Эрдэнэт» позволяет повысить извлечение меди

и молибдена в товарный концентрат на 0,38 и 0,44% с экономическим эффектом 605 тыс. долларов США в год.

7. Разработан и испытан высокопроизводительный режим полусамоизмельчения смешанных руд с добавлением 82,5-90 т шаров в мельницы ММСЭОхЗО, обеспечивающий на ГОКе «Эрдэнэт» увеличение производительности мельниц самоизмельчения с 360 до 390 т/ч при снижении расхода электроэнергии на 0,06 кВтч/т. Внедрение разработанного режима обеспечило увеличение выпуска товарной продукции и снижение издержек производства с экономическим эффектом 320 тыс. долларов США в год.

8. Разработана и испытана схема коллективной медно-молибденовой флотации, включающая две операции основной медно-молибденовой флотации с получением коллективного концентрата в два потока и технологический режим с дробной подачей собирателя. Внедрение стадиальной схемы и режима на 5-й секции ГОКа "Эрдэнэт" позволяет повысить извлечение меди в товарный концентрат на 0,35% с ожидаемым экономическим эффектом 250 тыс. долларов США в год.

Основные положения диссертационной работы опубликованы в следующих печатных трудах:

1. Соколов В.И., Морозов В.В. Повышение эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2004, - №7. - С. 305-307.

2. Бортников А.В. Даваацэрэн Г. Баатарху Ж. Никитин В.А., Соколов ВА Совершенствование технологии рудоподготовки в корпусе самоизмельчения обогатительной фабрики СП «Эрдэнэт» // Обогащение руд. - СПБ.: -1996. - №7. -С. 12-16.

3. Бортников А.В. Лукницкий В А. Соколов В.И., Никитин В.А. Исследование процесса одностадиального полусамоизмельчения и возможностей использования его при реконструкции корпуса самоизмельчения ГОКа «Эрдэнэт» // Обогащение руд. -СПБ.: -1998. -№6. -С. 8-11.

4. Чертков Ю.А., Ганбаатар 3., Гэзэгт Ш., Соколов В.И. Промышленные испытания магнитной системы для выделения скрапа в цикле измельчения // Горный журнал. -2004. -№8. - С. 56-58.

5. Гэзэгт Ш., Соколов В.И., Ганбаатар 3., Баатарху Ж. Совершенствование процесса коллективной медно-молибденовой флотации // Горный журнал, -2004. -№ 8.-С. 63-65.

Вклад автора в работы, выполненные в соавторстве, состоял в разработке методик исследований, организации и непосредственном участии в выполнении исследований и испытаний, промышленном внедрении, анализе и обобщении полученных результатов, разработке рекомендаций.

Подписано в печать 31.01.2005 Формат 60x90/16 Объем 1 п.л. Тираж 100 экз. Заказ №.916.

Типография МГТУ. Ленинский просп., 6

zf.oo

Г 1283

Содержание диссертации, кандидата технических наук, Соколов, Виталий Иванович

ВВЕДЕНИЕ

ГЛАВА 1. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА СМЕШАННЫХ РУД И 9 ОСОБЕННОСТИ ПРОЦЕССОВ РУДОПОДГОТОВКИ И ФЛОТАЦИИ

1.1. Характеристика смешанных сульфидных руд

1.2. Технологии измельчения и флотации смешанных сульфидных 14 РУД

1.3. Совершенствование процессов раскрытия полиминеральных 24 комплексов смешанных сульфидных руд

Выводы к главе

ГЛАВА 2. ИССЛЕДОВАНИЕ ПРИЧИН СНИЖЕНИЯ

ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ПРИ ОБОГАЩЕНИИ СМЕШАННЫХ РУД

2.1. Закономерности формирования состава и свойств руд текущей 33 добычи при переработке смешанных руд

2.2. Исследования влияния смешивания руд на технологические 38 показатели обогащения

2.3. Анализ причин снижения технологических показателей 41 обогащения при переработке смешанных руд

Выводы к главе

ГЛАВА 3. ЗАКОНОМЕРНОСТИ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ И РАСКРЫТИЯ

КОМПОНЕНТОВ ПОЛИМИНЕРАЛЬНЫХ КОМПЛЕКСОВ СМЕШАННЫХ РУД

3.1. Формирование гранулометрического состава минеральных 54 фракций различной прочности при измельчении смешанных руд

3.2. Сравнительный анализ гранулометрических характеристик 67 минеральных фракций различной прочности

3.3. Закономерности раскрытия полиминеральных комплексов при 74 измельчении смешанных руд

Выводы к главе

ГЛАВА 4. ИССЛЕДОВАНИЕ И ОПТИМИЗАЦИЯ ПРОЦЕССОВ

ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ И ФЛОТАЦИИ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД

4.1. Исследования влияния и оптимизация фракционного 79 состава измельчающей среды на процессы измельчения и флотации медно-молибденовых руд

4.2. Определение оптимальной величины шаровой нагрузки в 92 процессах полусамоизмельчения смешанных руд

4.3. Исследование закономерности классификации 104 полиминеральных комплексов смешанных руд

4.4. Исследование закономерностей флотации из смешанных руд 111 минеральных фракций различной крупности

Выводы к главе

ГЛАВА 5. СОВЕРЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ

СМЕШАННЫХ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД

5.1. Разработка и внедрение схемы шарового измельчения с 125 применением многостадиальной классификации

5.2. Внедрение технологии полусамоизмельчения на основе 129 применения регулируемой шаровой загрузки

5.3. Разработка и испытания системы для регулирования 136 фракционного состава шаровой загрузки

5.4. Разработка и внедрение стадиальной схемы в коллективном 142 цикле медно-молибденовой флотации

Выводы к главе

Введение Диссертация по наукам о земле, на тему "Повышение эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд на основе совершенствования процессов раскрытия и разделения полиминеральных комплексов"

В условиях совместной переработки различных сортов руд, характерной для большинства горно-обогатительных предприятий, наблюдается значительное снижение извлечения ценных компонентов и качества концентратов. Особенно актуальна задача повышения технико-экономических показателей обогащения смешанных руд для предприятий, перерабатывающих медно-молибденовые руды, в которых медь представлена различными минеральными формами, существенно отличающимися по твердости, вкрапленности и флотируемости.

Для достижения поставленной задачи необходимо применение современных методов исследования минерального и фракционного состава руд и продуктов обогащения, позволяющих установить закономерности раскрытия зерен рудных минералов из сростков, особенности поведения минеральных фракций в разделительных и обогатительных операциях.

Значительный вклад в развитие данного направления внесли известные российские ученые: В.И. Ревнивцев, В.А. Чантурия, С.Б. Леонов, А.А. Абрамов, В.М. Авдохин, В.А. Арсентьев, О.С. Богданов,В.А. Бочаров, JI.A. Вайсберг, В.В. Морозов, О.Н. Тихонов, и другие отечественные и зарубежные ученые. Решение задачи повышения эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд требует глубокого изучения механизма раскрытия и разделения компонентов полиминеральных комплексов с существенно отличающимися физическими и физико-химическими свойствами, установления и использования закономерностей процессов рудоподготовки и обогащения при совместной переработке руд различных технологических сортов.

Научные положения, разработанные соискателем

Выбрана и обоснована технологическая схема подготовки и обогащения смешанных медно-молибденовых РУД> включающая процесс полусамоизмельчения с регулированием массы шаровой загрузки, трехстадиальную классификацию с пооперационным выделением готового класса крупности, шаровое измельчение с регулированием гранулометрического состава шаровой загрузки, коллективную флотацию с получением медного концентрата в два потока, обеспечивающая повышение извлечения ценных компонентов, производительности и снижение энергозатрат.

Новизна научных положений

Получены следующие новые научные результаты:

- средние размеры раскрытых зерен вторичных сульфидов меди, халькопирита и кварца в питании коллективной и селективной флотации обратно пропорциональны прочностями минералов и составляют, соответственно, 60-62, 65-67 и 112-115% от среднего размера твердого в пульпе;

- удаление мелких фракций измельчающей среды из мельницы способствует повышению выхода продуктивного класса -160 + 5 мкм на 5-7% за счет снижения недо- и переизмельчение рудных минералов и обеспечивает снижение потерь ценных компонентов при флотации;

Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждались на международных научно-практических конференциях по обогащению медно-молибденовых руд (Эрдэнэт, 1998, 2001, 2004 г.г.), научном симпозиуме «Неделя горняка» (2004-2005 гг., Москва, МГГУ), семинарах кафедры "Обогащение полезных ископаемых" МГГУ (2003-2004 гг.).

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 5 работах.

Заключение Диссертация по теме "Обогащение полезных ископаемых", Соколов, Виталий Иванович

Основные выводы заключаются в следующем:

3. Установлены закономерности формирования гранулометрического состава фракций минералов различной прочности в процессе измельчения смешанных полиметаллических руд. При крупности измельчения от 60 до 80 % кл. -74 мкм средние размеры зерен фракций зерен минералов уменьшаются пропорционально уменьшению крупности руды, составляя 6062, 65-67 и 112-115% от средних размеров зерен в руде. Показано, что при крупности измельчения более 67% кл. -74 мкм достигается 92-95%-ное раскрытие сростков и происходит интенсивное переизмельчение ранее раскрытых зерен как вторичных сульфидов меди, так и халькопирита с увеличением выхода труднофлотируемых шламистых фракций крупностью менее 5 мкм соответственно до 15,7 и 10,2 %.

4. Установлены закономерности флотации первичных и вторичных сульфидов меди при флотации смешанных руд. Показано, что снижение извлечения меди в форме относительно труднофлотируемой минеральной формы - халькопирита - обусловлено перераспределением и преимущественной сорбцией собирателя на вторичных сульфидах меди и вмещающих минералах вторичных руд, вследствие чего остаточная концентрация становится недостаточной для полной флотации халькопирита.

5. Показано, что для смеси вторичных и первичных руд наибольшая эффективность раскрытия и разделения достигается: использованием схемы измельчения с трехстадиальной классификацией с последовательным выводом готового класса в операциях классификации, увеличивающей выход продуктивного класса крупности на 9,5%; оптимизацией гранулометрического состава шаровой загрузки мельниц путем удаления фракции крупностью до 0,3 от размера шаров исходной крупности, обеспечивающей увеличение выхода продуктивного класса -160 + 5 мкм на 4,0%;

- интенсификацией процесса полусамоизмельчения путем поддержания массы шаровой загрузки в мельнице самоизмельчения ММС90х30 в интервале 82,5-90т, причем меньшее значение соответствует режиму эффективного измельчения преимущественно вторичных руд, большее -преимущественно первичных руд;

7. Разработан и испытан высокопроизводительный режим полусамоизмельчения смешанных руд с добавлением 82,5-90 т шаров в мельницы ММС90х30, обеспечивающий на ГОКе «Эрдэнэт» увеличение производительности мельниц самоизмельчения с 360 до 390 т/ч при снижении расхода электроэнергии на 0,06 кВтч/т. Внедрение разработанного режима обеспечило увеличение выпуска товарной продукции и снижение издержек производства с экономическим эффектом 320 тыс. долларов США в год.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Библиография Диссертация по наукам о земле, кандидата технических наук, Соколов, Виталий Иванович, Москва

1. Абрамов А.А. Технология обогащения руд цветных металлов. М.: Недра, 1983.- с. 399.

2. Абрамов А.А., Авдохин В.М., Морозов В.В. Моделирование и контроль флотационного обогащения комплексных руд // Материалы 7-го регионального симпозиума АПКОМ. -М., 1997.М.: МГГУ, 1997. с. 273-277.

3. Авдохин В.М. Моделирование и управление флотацией сульфидов // Комплексные исследования физических свойств горных пород и процессов. -М.: МГИ, 1987.- с.35-40

4. Адамов Э.В. Комбинированные технологии переработки руд цветных металлов // Материалы 4-го конгресса обогатителей стран СНГ. — М.гМИСиС. -2002. -С. 53-55.

5. Азарян А.А., Вызов В.Ф. Кузьменко А.Б. Разработка методов и средств оперативного контроля качества минерального сырья при его добыче и переработке // Горный журнал, 2002. №3. С. -65-68.

6. Алехин В.П., Гапонов Г.А. Автоматизация технологических процессов на медной обогатительной фабрике // Обогащение руд, 1999 №3, -с.34-35.

7. Андреев Е.Е. Скарин О.И. опыт применения прогнозирующих компьютерных программ с целью совершенствования процессов• рудоподготовки на обогатительных фабриках // Горный журнал, 2003, 2. —1. С.75-77.

8. Аполицкий В.Н. Способ перспективной оценки качества минерального сырья // Материалы 4-го конгресса обогатителей стран СНГ. -М.:МИСиС. -2002. -Т.2-С. 248-250.

9. Асончик К.М., Чаплыгин A.M. Испытания нового режима обогащения медно-молибденовых руд на Алмалыкском комбинате. // Обогащение руд. -2000. № 2. с.12-14.

10. Баатарху Ж. Пути повышения показателей цикла измельчения на ОФ ГОКа Эрдэнэт // Обогащение руд, 1998, №6. С.3-7.

11. Барский Л.А., Козин В.З. Системный анализ в обогащении полезных ископаемых. -М.: Недра, 1978. -380с.

12. Баранов В.Ф. Обзор технологических схем рудоподготовки // Горный журнал Обогащение руд, 1997, №4. С. 68-71.

13. Блатов И.А. и др. Компьютерная программа OPTIFLOT для технико-экономической оптимизации флотационных обогатительных фабрик // СПб, Проблемы комплексного использования руд. -Тезисы. С. 44.

14. Блатов И.А., Зеленская Л.В., Андреев Е.Е., Тихонов О.Н. Исследование процессов рудоподготовки и флотации с помощью компьютерного моделирования // Горный вестник 1999 - №2-3 С. 58- 62.

15. Богданов О.С., Гольман A.M., Каковский И.А. и др. Физико-химические основы теории флотации.- М.: Наука, 1983. 413 с.

16. Богданов О.С., Максимов И.И., Поднек А.К., Янис Н.А. Теория и технология флотации руд. М.: Недра, 1990.- 364 с.

17. Бондаренко В.П., Яценко В.Н., Андреев Е.Е., Тихонов О.Н. Расчеттфлотофракционного состава и прогноз показателей при флотации различныхтипов сырья для ОФ ГМК "Печенганикель" // Цветные металлы. -2001. -№8. -С.102-105.

18. Бортников А.В. Интенсификация процесса рудоподготовки с использованием мельниц мокрого самоизмельчения // Горный журнал, 1998, №2. С.51-54.

19. Бочаров В.А. Комплексная переработка руд цветных металлов с применением комбинированных технологий // Обогащение руд, 1997. №3. С. 3-6.

20. Бочаров В.А. Комплексная переработка сульфидных руд на основе фракционного раскрытия и разделения минералов // Цветные металлы, 2002. -№2. С. 30-37.

21. Быстрое В.П., Комков А.А. Анализ влияния состава медного концентрата комбината «Эрдэнэт» на показатели плавки // Цветные металлы. -2000. № 8. - С.17-20.

22. Вайсберг Л.А., Круппа П.И., Баранов В.Ф. Развитие техники и технологии подготовки руд к обогащению // Цветные металлы, 2002, №2». С. 22-29.

23. Вигдергауз В.Е. Теоретическое обоснование и разработка методов повышения контрастности физико-химических и флотационных свойств сульфидов на основе оптимизации окислительных процессов: Автореф.дис.д-ра техн. наук. М.,1991.-33 с.

24. Вигдергауз В.Е. Интенсификация флотации шламов хвостов обогащения медно-цинковых руд // Материалы 4-го конгресса обогатителей стран СНГ. —М.:МИСиС. -2002. -С. 35-37.

25. Ганбаатар 3., Авдохин В.М. Повышение эффективности раскрытия минеральных комплексов в процессах рудоподготовки медно-молибденовых руд // Горный информационно-аналитический бюллетень, МГГУ, Москва, 2003. -№1. С.55-57

26. Ганбаатар 3., Гэзэгт Ш. Совершенствование процессов измельчения медно-молибденовых руд на ОФ ГОКа «Эрдэнэт» // Горный информационно-аналитический бюллетень, МГГУ, Москва, 2003. -№1. С.66-68.

27. Гегоев Е., Христов Р. Децентрализованная экспертная система управления обогатительными процессами измельчения и флотации // Год. Мин.-геол. унив., София, 1991, -38, №4, С.39-47.

28. Гэзэгт Ш., Сатаев И.Ш., Давааням С. Опыт флотационного обогащения медно-порфировых руд // // Горный журнал, 1998, №2. С. 55-59.

29. Глембоцкий В.А. Физико-химия флотационных процессов.- М.: Недра, 1972.- 392 с.

30. Глембоцкий О.В. Особенности флотации сульфидных минералов в связи с их окислением в технологическом процессе: Автореф. дис. канд.техн.наук.- М., 1968.- 23 с.

31. Давааням С., Сатаев И.Ш., Карнаухов С.Н., Десятов A.M., Херсонский М.И. Технология обогащения медно-молибденовых руд с применением собирателя S-730G. // Цветные металлы. 2000. - № 8. - С.68-70.

32. Даваасамбуу Д., Эрдэнэ-Цогт JI. Генетико-технологическая информативность химических составов минералов, руд и продуктов обогащения // Горный журнал, 1998, №2. С. 45-47.

33. Даваасамбуу Д. Прогнозирование извлечения меди в коллективный концентрат из медно-порфировых руд на основе их стереологического анализа // Горный журнал, 1998, №2. С. 49-51.

34. Денисов В.А. Проблема измельчения материалов // Тезисы докладов XXXI научно-технической конференции ИЖГТУ, Ижевск, 1998. С. 143-144.

35. Десятое A.M., Херсонский М.И., Гэзэгт Ш., Давааням С., Сатаев И.Ш., Баатархуу Ж. Анализ и совершенствование способов разделения медно-молибденово-пиритных продуктов // Междун. конф. по обогащению медно-молибденовых руд. -Эрдэнэт,1998.-С.117-120э

36. Дмитриев А.П., Зильбершмидт М.Г. Физические принципы рудоподготовки // Горный журнал, 1999, №1. С.23-27.

37. Изоитко В.М. Особенности минералов и руд, определяющих их технологические свойства // Топорковские чтения. Межд. науч. горно-геол. конф. Рудный, 1999, вып.4. Рудный, 1999. с.310-317.

38. Изоитко В.М.Технологические особенности молибденовых руд // Горный журнал. -1997. -№4. с.20-24.

39. Козин В.З. Общая схема обогащения полезных ископаемых // Изв. Вузов Горный журнал, 2001. -№4-5. С. 8-16.

40. Конев В.А. Флотация сульфидов.- М.:Недра, 1985,- 262 с.

41. Конов Х.К., Коршунов В.в., Жилин В.В. Оценка измельчаемости руд методами математической статистики // Цветная металлургия, 2000, №7. -С.8-21.

42. Костов В. Особенности кривой гранулометрического состава и ее построение по данным комбинированного анализа // Год. Университет строительства и геодезии, София, 1997-1998, 39, №4. С.7-16.

43. Коц Г.А., Чернопятов С.Ф., Шманенков И.В. Технологическое опробование и картирование месторождений. М., Недра, 1980.

44. Лагунов Ю.А. Обоснование параметров дробильно-измельчительных агрегатов // Горный информационно-аналитический бюллетень, МГГУ, 2000, №4, с.79-82.

45. Ласкорин Б.Н., Барский, Л.А., Персиц В.З. Безотходная технология переработки минерального сырья. Системный анализ. М.: Недра,1984.-146 с.

46. Лебедева С.И. Микротвердость минералов. М.: Наука,1977. -135 с.

47. Леонов С.Б. Окислительно-восстановительные процессы в сульфидной флотации // Современное состояние и перспективы развития теории флотации.- М.: Недра, 1979.- с. 220-226.

48. Максимов И.И. Разработка экономичных способов разделения коллективного медно-молибденово-пиритного концентрата, получаемого на Монголо-Российском предприятии «Эрдэнэт» // Горный журнал, 1997, №4. -С. 32-34.

49. Мальцев В.А., Плеханов К.Л., Дедов П.И. и др. Технология обогащения руд Удоканского месторождения // Известия Вузов Горный журнал, 2001, №4-5. С.121-123.

50. Марюта А.И., Качан Ю.Г., Бунько В.А. Автоматическое управление технологическими процессами обогатительных фабрик. М.: Недра, 1983. — 234 с.

51. Машевский Г.Н. Разработка научных основ и внедрение новых методов оптимизации реагентного режима в практику флотационногоq обогащения руд цветных металлов на базе средств ионометрии: Автореф.дис.докт. техн.наук.- Д., 1989.- 39 с.

52. Методы минералогических исследований: Справочник // под. ред. А.И. Гинсбурга. -М.: Недра. -1985. -480 с.

53. Мухин Д.И. Разработка базовых основ и построение системы технологической типизации руд на основе ионных параметров флотационной пульпы на СП "Эрдэнэт" // Науч. Конф. Эрдэнэт.

54. Мязин В.П., Маркевич Л.Ф. Вещественный состав и обогащение руд и россыпей Восточного Забайкалья. Справочное пособие // ЧИТГТУ, Чита.: Поиск, 2001. 320с.

55. Отгонбилэг Ш., Дваацэрэн Г., Баатархуу Ж. Влияние размера вкрапленности сульфидов меди на технологические показатели их обогащения

56. Горный журнал 1988, №2 с.47-48.

57. Пашков А.А. Снижение энергоемкости процессов рудоподготовки // Цветные металлы, 1999, №7. С. 37-38.

58. Персиц В.З. Разработка и патентование систем автоматизации обогатительных фабрик. М.: Недра, 1987. - 295 с.

59. Петрович С.И., Мукушева А.С., Стукалова Н.Г. Особенности построения и реализации математических моделей в управлении добычей и переработкой многокомпонентных руд // Горн, инф.-аналитич. бюллетень, МГГУ, 2002. -№3. С. 229-231.

60. Петрович С.И., Мукушева А.С., Файзулин М.А. Метод диагностики обогатительных процессов при одновременной переработке различных типов руд // Горн, инф.-аналитич. бюллетень, МГГУ, 2002. -№3. С. 231-233.

61. Плаксин И.Н. Избранные труды "Обогащение полезных исШкопаемых".- М.: Наука, 1970.- 310 с. 50 с.

62. Пудов В.Ф. Арустамян М.А., Рамазанов Б.Ф. Совершенствование процессов обогащения полиметаллических руд на предприятиях корпорации «Казахмыс» // Горный журнал, 2003, 2. -С.75-77.

63. Радайкина Т.А., Нечай JI.A., Максимов И.И. Технология обогащения медно-молибденовых руд на зарубежных обогатительных фабриках // Обогащение руд, 1978, №3. с. 41-43.

64. Ревнивцев В.И. Основные направления развития рудоподготовки и обогащения рудного сырья цветной металлургии // Цветные металлы.- 1997.-N 3.- с.1-4.

65. Рубинштейн Ю.Б. Кинетика флотации. -М.: Недра, 1980. -375 с.

66. Саградян A.JL, Суворовская Н.А., Кравчацев Б.Г. Контроль технологического процесса флотационных фабрик.- М.: Недра, 1983.- 407 с.

67. Сидоренко Г.А. Методические основы фазового анализа минерального сырья // минеральное сырье, 1999. №4. С.1-18.

68. Сорокер Л.В., Швиденко А.А. Управление параметрами флотации.-М.: Недра, 1979.- 231 с.

69. Сыса А.Б. Теория и технология процессов рудоподготовки // Владикавказ, Терек, 1997. 119 с.

70. Сыса А.Б., Сыса Т.И. Особенности процесса раскрытия сростков // Изв. Вузов Цветная металлургия, 1997. -№2. С-6-8.

71. Современные методы минералогического исследования. Т.1,т. 2. М.: Недра, 1969. -342 с.

72. Теория и технология флотации руд / О.С. Богданов, И.И. Максимов, А.К. Поднек, Н.А. Янис.- М.: Недра, 1980.- 432 с.

73. Тимухина В.В., Прокофьев Е.В. Использование индикаторного фронта флотации при управлении циклом измельчение-флотация // Известия Вузов. Горный журнал. 2002, №2. С.71-77.

74. Тихонов О.Н. Закономерности эффективного разделения минералов в процессах обогащения полезных ископаемых. М.: Недра, 1984. - 220 с.

75. Тихонов О.Н. Расчет схем обогащения с учетом распределения частиц минерального сырья по их физическим свойствам // Обогащение руд. -1978. -№4.-с. 21-27.

76. Тихонов О.Н., Полещук А.Э. Расчет энергии дробления и измельчения руд и идентификации законов дробления с помощью ЭВМ // Обогащение руд, 1997. -№3. С.7-9.

77. Трушин А.А., Данилов Ю.С., Петров Ю.А. Системы автоматического регулирования процессов флотации и классификации // Горный журнал, 2003, 2. -С.25-28.

78. Тюрникова В.И., Наумов М.Б. Повышение эффективности флотации.- М.: Недра, 1980.- 223 с.

79. Улитенко К.Я., Соколов Н.В., Меликян Р.В. Програмно-технический комплекс АСУТП измельчения // Тезисы докладов Ш конгресса обогатителей стран СНГ. -Альтекс. М., 2001. С.177-178.

80. Хотылев О.В. Роль детального гранулометрического анализа для контроля процессов гравитационного обогащения // Известия Вузов Геология и разведка. 2001, №4. С.136-140.

81. Цыпин Е.В. Оценка технологической эффективности процессов обогатительной технологии // Известия Вузов. Горный журнал, 2001, №5. С. 16-21

82. Чантурия В.А. Современные проблемы обогащения минерального сырья в России // Вестн. ОГГН РАН, 1998. -№4. С.39-61

83. Чантурия В.А. Теоретические основы повышения контрастности свойств и эффективности разделения минеральных компонентов // Цветные металлы, 1998.-№9.С.11-17.

84. Чантурия В.А., Вигдергауз В.Е. Лунин В.Д. Высокоэффективные методы рудоподготовки и комплексной переработки полиметаллических руд // Горный вестник, 1997, №5. С.93-102.

85. Чантурия Е.Л., Башлыкова Т.В. Перспективы использования технологической минералогии для определения рациональной глубины дезинтеграции и обогащения труднообогатимых руд // Тезисы докладов юбилейных Плаксинских чтений. М., 2000. С.10-11.

86. Чаплыгин А.Н., Гапонов Г.А., Асончик К.М. и др. Совершенствование технологии обогащения медно-молибденовых руд // Обогащение руд. 1999. - № 8. - С.27-30.

87. Черных С.И., Коршунов В.В., Конов Х.К. О шаровом и рудно-галечном измельчении в барабанных мельницах при повышенных скоростях вращения // Цветная металлургия, 2001, №8-9. С.5-7.

88. Черных С.И., Шестовец В.В., Коршунов В.В. и др. Рациональная шаровая загрузка основной фактор повышения эффективности измельчения руд // Цветная металлургия, 2001, №2-3. - С.33-37.

89. Юшко С.А. Методы лабораторного исследования руд. М.: Недра. 1984. 287 с.

90. Alfano G., Saba P., Surracco H. Top size control in fine mineral grinding // Proc. XX Int. Miner. Process. Congr. -Aachen, 1997/ V2. - P.337-344.

91. Bascur O.A., Kennedy J.P. Measuring, managing and maximizing perfomance of mineral processing plants // Proc. of the XIX Int. Mineral Processing Congress, San Francisco, 1995. Littelton, Colorado, USA. - 1995. -V. 1. - p. 225 - 232.

92. Bonyfazi G., Massacci P. Simulating separation processes by separation function // Proc. of the XIX Int. Mineral Processing Congress, San Francisco, 1995. Littelton, Colorado, USA. - 1995. - V. 1. - p. 239 - 244.

93. Christoph В., Luhmann J., Klein R. Partikelmess techniken im Vergleich Untersuchungen zur Korngrossenbestimmung toniger Rohstoffe // Ziegelind Int. 2000. -53. -№6. - P.38-45.

94. Ding L., Gustavsson T. Dynamic modelling of flotation circuits // Automation in mining, mineral and metal processing 1998. Preprints of a 9th IFAC Symposium, Cologn, Germany, 1-3 Sept. 1998. - Pergamon, 1998. - p. 206211.

95. Heiskanen K., Morsky P., Knuutinen T. Autogenos grinding parameter estimation // Int. Pcoc. Miner. Process. Congr. Aachen, 1997.V.2. - P. 299-306.

96. Herbst J.A., Pate W.T. Plantwide control: the next step in mineral processing plant optimization // Proc. of the XIX Int. Mineral Processing Congress, San Francisco, 1995. Littelton, Colorado, USA. - 1995. - V. 1. - p. 211 - 215.

97. Jainsa-Jounela S.-L., Karhu L. Latest Experiences and Benefits Utilizing Outokumpu Mintec Automation Systems at // Mineral Processing Plants, presented at the Cobre '95 conference. Santiago, Chile/ - 1995. - p. 45-49.

98. Kalapudas R., Leppinen J., Heiskanen K. Effect of grinding methods on flotation of sulfide ores // Proc. XXI Int. Miner. Process. Congr. Rome, 2000, .V.A. -Amsterdam. P. A4/104-A4/111.

99. Karliu L., Ranlancii S. // User's Experience of Outokumpu Expert System at Outokumpu Plants. Powder Technology 69.-1992. p. 123-130

100. Mcivor R.E., Weldun T.P., Manoski B.J. Systems approach to grinding improvements at the Tilden concentrator // Mining Ing. (USA), 2000. V. 52, #2,-P. 41-47.

101. Neese Т., Donhauser F. Advances in the theory and practice of hydrocyclone technique // Proc. XXI Int. Miner. Process. Congr. Rome, 2000. -V.A, Amsterdam. P. A4/69-A4/76.

102. Nishkcov J.The influence of gangye particle size in mineral flotation // Proc. 14-th mining congress, Turkey, Ankara,1995.- Ankara.- 1995.- p.399

103. Schena G., Zanin M. Development of a synthesizer for the design of flotation networks. // Proc. of the XIX international mineral processing congress, Germany, -1997,p.293-301.

104. Schena G.D., Gochin R.G. Application of engineering economics methods to decision making in mineral processing // Proc. of the XIX Int. Mineral

105. Processing Congress, San Francisco, 1995. Littelton, Colorado, USA. - 1995. -V. 1. - p. 267 - 272.

106. Sosa Bianco C. Integrated simulation of a grinding flotation circuit // 22 Conv. Nac. Acapulco, 14-18 oct. 1997, t.2, c.491-502.

107. Spenser S.J., Suterland D.N. Stereological correction of mineral liberation grade distributions // Proc. XXI Int. Miner. Process. Congr. Rome, 2000, V.A. Amsterdam. -P. A2/1-A2/8.

108. Tumidajski T. Certain aspects of the analysis of particle size distributions of grained materials //Arch Mining. Sci., 1997, 42, #2. - P.305-318

Информация о работе

Соколов, Виталий Иванович
кандидата технических наук
Москва, 2005
ВАК 25.00.13

Диссертация

Повышение эффективности обогащения смешанных медно-молибденовых руд на основе совершенствования процессов раскрытия и разделения полиминеральных комплексов - тема диссертации по наукам о земле, скачайте бесплатно

Автореферат

Похожие работы