При обогащении россыпного золота уровень раскрытия достаточно высок, хотя сростковое и связанное золото тоже имеется, что в ряде случаев требует доизмельчения. Высок так же при хорошем раскрытии и коэффициент контрастности физического свойства, от которого зависит коэффициент эффективности сепарации и по которому происходит разделение минералов (плотность):
где 5з и 5п — плотности золота и породы.
В соответствии с закономерностью, установленной Виталием Ивановичем Кармазиным, качество концентрата зависит от коэффициента раскрытия Кр и коэффициента эффективности сепарации Кс и коэффициента измельчения Ки [1]:
Коэффициенты Кр и Кс можно определять по данным минералогического, химического и фракционного анализов:
Кр=(Рг.а — Оз)/(Рт-аз), Кс=(Рз — аз)/(Рм.а -аз), (3)
В случае достижения полного раскрытия и идеальной сепарации 100%-е показатели будут достигнуты, если Ки=1, т.е. при высоком содержании тонких классов очень трудно поддерживать коэффициРис. 1. Траектории движения золотин различной крупности в шлюзе
Испытание самодельного центробежного концентратора для извлечения мелкого золота
ент сепарации на уровне единицы. Тем не менее, это является основным условием прогресса золотодобычи в России.
Золотоносные пески являются хорошо раскрытым полидис-персным сырьем и крупность золотин колеблется от нескольких мм (самородки) до долей микрона (пылевидное и кластерное золото). Конечная скорость падения — и0 золотины может быть рассчитана по формуле Риттин-гера — Лященко [2]:
где у — коэффициент сопротивления движения частиц в воде; 5 и А — плотности частиц и воды.
Эта формула является универсальной, так как позволяет определить численные значения скорости при любых режимах движения: при турбулентном у=п/16, при ламинарном у=3тс^е, при переходном „= .
В условиях стесненного движения скорость падения (осаждения) частиц будет существенно ниже
где ист — скорость падения в стесненных условиях.
Расчеты по этим формулам показывают, что скорость падения золотин с уменьшением их крупности значительно снижается, что ставит под сомнение эффективность их гравитационного извлечения. И если в гидростатических условиях (тяжелые среды) можно добиться разделения, то в гидродинамических все значительно сложнее.
В связи с тем, что основным аппаратом россыпной золотодобычи является гидравлический шлюз, следует оценить возможности извлечения в нем мелких частиц. Для такого извлечения необходимо, чтобы время осаждения частицы не превышало времени ее пребывания в шлюзе (неравенство 6):
Для выполнения этого условия длину шлюза наращивают до 42 м и более, но скорость пульпы — итр обычно превышает 2 м/с, что диктуется условиями производства (экономикой и бедностью техногенных месторождений).
На рис. 1 показано семейство траекторий в шлюзе для золотин различной крупности.
Экспериментально установлено, что даже при длине шлюза 25 м улавливание золота тоньше 0,2 мм нельзя гарантировать, что можно видеть на рис. 2.
Профессор МГИ П. В. Лященко еще в тридцатые годы прошлого века изучил явление равнопадаемо-сти, согласно которому минеральные зерна, обладающие одинаковой конечной скоростью падения в одной и той же среде называются равнопадающими. Очевидно, что равнопадающими могут быть зерна одинаковой плотности и размера, либо различной плотности, если между их размерами существует определенное соотношение.
Извлечение мелкого золота центробежным концентратором.
Так, например, зерно кварца диаметром 100 мкм и плотностью 2650 кг/м3 и золотинка крупностью 510 мкм в зависимости от формы, плотностью 19300 кг/м3 имеют одинаковую скорость падения.
Это можно видеть на диаграмме П.В. Лященко (рис. 3):
Пусть мы имеем два равнопадающих зерна плотностью 51 и 52 размерами ^ и ^ с конечным скоростями падения в среде и01 и и02. Так как эти зерна обладают одинаковыми скоростями падения.
Приравнивая правые части уравнений скорости падения, получим:
Рис. 2. Зависимость крупности извлекаемого золота от длины шлюза.
Рис. 3. Диаграмма равнопадаемости золота и кварца
Отсюда можно найти отношение размеров равнопадающих зерен, определяющие шкалу предварительной классификации материала, необходимую для исключения является равнопадаемость. Это отношение именуют коэффициентом равнопадаемости — е. В универсальной форме, с учетом стесненного движения это уравнение имеет вид [2]:
где 01 и 02 коэффициенты разрыхления для смеси зерен легких и тяжелых минералов.
В нашем случае если у1 = 1, а у2=0,5 е«0,05, т.е. золотинка и частица кварца, крупностью в 10 раз больше падают с одной скоростью. Из этого вытекает важный вывод о том, что, уменьшая скорость потока в шлюзе для осаждения мелкого золота, мы в десятки или сотни раз повысим выход из шлиха за счет попутного осаждения кварца и других минералов. Это приведет к перегрузке шлиходоводочных установок, т.е. к нарушению всей технологии.
В настоящей статье сделана попытка теоретического анализа возможностей повышения извлечения МТЗ на основе кинетической оптимизации технологии обогащения золота. Турбулентно-диффузионный характер массопереноса в шлюзах гарантирует быстрое падение золотин в донный слой, где они оседают в постельном слое трафаретов (преимущественно тяжелые минералы).
Применительно к нашему случаю общие закономерности массопереноса можно описать уравнением турбулентной диффузии в силовом поле (уравнение Эйнштейна-Фоккера-Планка). Это уравнение выводится из уравнения равновесия всех сил, действующих на единицу элементарного объема пульпы. В нашем случае, где главным является осадительный массоперенос по вертикальной оси Ъ (по которой измеряется глубина потока — Ь) это уравнение можно представить в следующем виде [3]:
где z- вертикальная ось (высота слоя пульпы), Сз -концентрация золота в пульпе, Кп — коэффициент подвижности частиц в пульпе, а — коэффициент сопротивления движению частиц, /?мех — равнодействующая механических сил, вызывающих направленное движение частиц в силовом поле. к
Пренебрегая процессами диффузии (0^0) и учитывая, что вблизи донной поверхности шлюза (х=0) концентрация См уже не зависит от г и ее можно вывести за знак производной, а зависимость ^ех от х вблизи осадительной поверхности близка к линейной, мы можем свести к линейному дифференциальному уравнению, выражающему закон «действующих масс»
Это ведет нас к тривиальному решению:
С/) = С„0 ехр(-1?=Кс/а), (11)
а для извлечения (по определению):
Е=(С„0 — С„)/С„ = 1 — ехр(-К/а), (12)
Эти, хорошо известные уравнения кинетики, как правило, искажают реальную действительность, так как коэффициент сепарации зависит от времени, от изменяющихся условий сепарации и диффузионных эффектов.
Однако сделанное нами упрощение позволяет вскрыть физический смысл коэффициента скорости процесса Кс=f(Rмех/а) сек-1, найти критерии оптимизации процесса сепарации, возможность повышения производительности сепаратора и извлечения магнитной фракции.
Путь к повышению извлечения тяжелого минерала и уменьшению времени сепарации связан в основном с необходимостью увеличения коэффициента сепарации. Этот коэффициент определяет в нашем случае скорость извлечения тяжелого минерала и зависит от равнодействующей всех сил, действующих на частицу этого минерала в рабочем пространстве, и скорости подачи массопотока в рабочее пространство [4]:
где V- объем частицы, 5 — плотность частицы, у -коэффициент сопротивления движению частицы, зависящий от ее размера и формы, и — скорость частицы, и0 — скорость падения частицы, с, т -безразмерные, экспериментально устанавливаемые коэффициенты, зависящие от формы частиц, концентрации, температуры и эффективной вязкости пульпы (с учетом влияния магнитного поля на вязкость пульпы, содержащей магнитную
фракцию) и др.; Яа(5;У;и) -ЯД(ц;о;У;у;о0) равнодействующая всех активных ^ и диссипативных ^ сил, вызывающих движение частицы, отнесенных к единице массы частицы, см/с2, v0 -скорость подачи материала в рабочее пространство, см/с.
Если К не зависит от времени, то его можно определить экспериментально, установив период полу-сепарации процесса Т05 — время, необходимое для достижения 50 % извлечения тяжелой фракции,
Этот идеальный случай как раз и возможен только в процессах магнитного или гравитационного обогащения, где силовой режим можно поддерживать неизменным на протяжении всей длины зоны сепарации.
В процессах флотации непрерывно меняется концентрация реагентов и Т:Ж пульпы при съеме пены, в процессах электросепарации изменяется заряд частиц во времени, поэтому не всегда К^ ^), и в общем случае приходим, таким образом, к уравнению Ерофеева-Колмогорова
где п — экспериментально определяемый коэффициент, учитывающий связь коэффициента сепарации со временем.
1. Кармазин В.И. Современные методы магнитного обогащения руд черных металлов. — М.: Госгортехиз-дат, 1962.
2. Лященко П.А. Гравитационные методы обогащения. — М.-Л.: ГОНТИ. 1935.
3. Тихонов О.Н. Введение в динамику массопереноса процессов обогатительной технологии. — Л.: Недра, 1980.
4. Кармазин В.И., Кармазин В.В. Магнитные методы обогащения. — М.: Недра, 1984.
5. Кармазин В.В, Рыбакова О.И, Измалков В.А. и др. Новые процессы извлечения мелкого золота из отвальных продуктов//Горный журнал.-2002.- №2. — С. 71-77.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Рыбакова Ольга Иннокентьевна — соискатель Московского государственного горного университета, кандидат технических наук, зав. кафедрой экономики ЧитГТУ.
Источник: uchimsya.com
Извлечение мелкого и тонкого россыпного золота винтовыми сепараторами
Общеизвестно, что при промывке песков россыпных месторождений золота шлюзовыми приборами диагностируются потери тонкого и мелкого золота. На некоторых месторождениях эти потери могут достигать 15—30%.
Во время добычного сезона 2021 года обогатительный комплекс винтовой сепарации ОМВ-45 производства НПК «Спирит» был задействован для контрольного обогащения валовой пробы эфелей (хвостов шлюза) текущей промывки песков россыпного месторождения золота в Республике Саха (Якутия). Комплекс предназначен для переработки хвостов шлюзовых приборов и может использоваться как приставка к шлюзовому прибору. Схема цепи аппаратов представлена на рис. 2.
ОМВ-45 включает в себя:
— инерционный грохот ГИС-32 с ситами 10 и 2 мм;
— насосную позицию на базе насоса М6/4;
— винтовые сепараторы СВШ-2-1000 в количестве 8 аппаратов;
— концентрационный стол СКО-1-7,5;
— контрольный шлюз КШ-1;
— металлоконструкции, раму на санях, ограждения и проч.
Рисунок 2 – Схема цепи аппаратов ОМВ-45
Промышленное обогащение песков россыпи осуществляется по шлюзовой технологии (прибор ПБШ-100 со шлюзами мелкого наполнения). В ходе работ ведётся систематическое опробование текущих хвостов шлюза с обогащением на центробежном концентраторе (КРЦ-400, производства ЗАО «Итомак») с целью контроля потерь. По результатам контроля потери с эфелями промывочного прибора в течение сезона не превышали нормативные и находятся в пределах 1,5—2,3%.
Методика и результаты обогащения эфелей
Две валовые пробы объёмом 15 м3 каждая были отобраны из фракции эфелей ПБШ-100 «среднего сноса» — гравийно-галечный материал с песчаным заполнителем, выход которых, по данным маркшейдерской съёмки, составляет 35% от исходного. Содержание минералов тяжёлой фракции в эфеле низкое — 0,3—1,0 кг/м3. В тяжёлой фракции во всех классах крупности доминирует пирит, в заметных количествах присутствуют галенит (класс -1,0+0,25 мм) и монацит (класс -1,0+0,2 мм), техногенные медь и железо. В классе -0,25 мм преобладает циркон.
Первая проба была обогащена на шлюзе мелкого наполнения с дражными трафаретами из просечно-вытяжного листа высотой 16 мм.
Вторая проба обогащалась на обогатительном комплексе винтовой сепарации ОМВ-45 производства НПК «Спирит». Время обогащения пробы эфелей объёмом 15 м3 на ОМВ-45 составило 25 минут, выход концентрата -25 кг (0,08% от исходного). Гранулометрическая характеристика золота, извлечённого из валовых проб эфелей, представлена в табл. 3.
И.В. Кадесников, руководитель группы обогащения россыпных месторождений;
П.В. Сержанин, ведущий инженер-технолог ООО НПК «Спирит»;
П.О. Иванов, инженер-геолог (Республика Саха (Якутия))
Источник: spirit-irk.ru
Ученые Дальневосточного федерального университета выиграли многомиллионные гранты
Девять перспективных разработок преподавателей вуза выиграли гранты в конкурсе Министерства образования и науки РФ на исследования в рамках деятельности технологических платформ по приоритетным направлениям развития науки, технологий и техники в России.
Большинство из девяти проектов рассчитаны на трехлетний срок исполнения. Основную сумму — 150 млн рублей разделят пять из них. Новые сенсоры найдут применение в системах навигации автономных аппаратов любого типа. В рамках второго проекта предусмотрено создание прочных корпусов глубоководных аппаратов и элементов космической техники на основе стеклометаллокомпозита.
По приоритетному направлению «Индустрия наносистем» ученые разработают технологию изготовления нового композиционного материала — стеклометаллокомпозита. В направлении «Наука о жизни» победу на получение гранта одержали исследования по разработке биомедицинского препарата гемопоэтических стволовых клеток для персонифицированной протеом-основанной терапии опухолей головного мозга. В рамках направления «Рациональное природопользование» финансирование получит проект на разработку технологии извлечения тонкого золота и металлов платиновой группы из техногенных отходов энергопредприятий.
Еще четыре проекта под руководством ученых ДВФУ признаны победителями конкурса на получение грантов на общую сумму в 60 млн рублей для реализации государственного задания Министерства образования и науки.
Информация предоставлена Информационным агентством «Научная Россия». Свидетельство о регистрации СМИ: ИА № ФС77-62580, выдано Федеральной службой по надзору в сфере связи, информационных технологий и массовых коммуникаций 31 июля 2015 года.
Источник: scientificrussia.ru