Специальные методы селективного

РАСКРЫТИЯ МИНЕРАЛОВ.

Теоретические основы. Добытое подземным или открытым способом минеральное сырьё, поступающее на обогатительные фабрики, состоит из смеси частиц различного размера (от долей микрона до долей метра), разного состава и самого сложного строения (от мономинеральных зерен различных минералов до полиминеральных сростков, в которые включены прослойки и вкрапление отдельных минералов). Для извлечения полезных минералов из этих горных пород физическими и физико-химическими методами необходимо разъединить (раскрыть), т.е. разрушить эти сростки на обособленные минеральные частицы в технологических процессах разрушения (дробление и измельчение), и сепарировать, используя различия в механических свойствах минералов.

B процессах обогащения полезных ископаемых главным принципом техники и технологии остается достижение максимальной степени раскрытия при минимальной степени измельчения. Повышение степени раскрытия за счет роста степени измельчения лишено практического смысла. Таким образом, c этой целью схема измельчения должна стать «скелетом» общей технологической схемы, показатели которой по нашим программам могут быть получены для конкретных типов руд (технологическое картирование).

Степенью раскрытия полезного минерала называют отношение количества свободных зерён его в данном продукте к его общему количеству в нём. Достигается раскрытие измельчением материала, хотя степень раскрытия, как правило, ниже степени измельчения (рис. 14). На этом рисунке показана идеализированная схема куска руды, состоящих из двух минералов А и В, распределённых равномерно в соотношении 1 : 1. Если размер вкраплений минералов D, то для полного раскрытия минералов требуется разрушить кусок руды до размера D, но с учетом возможного сросткообразования, переизмельчим руду до размера d = D/2, т.е. в два раза. В соответствии с рисунком 1 в объёме одного зерна – D³ при равновероятном разрушении его в любом направлении полностью раскроется только часть минерала с объёмом d^3.. Степень раскрытия в этом случае Кр = 1/2³=0,12, т.е. только 12% минералов будут представлены мономинеральными зернами – остальные – сростками. С учетом определения легко убедиться, что степень измельчения при такой вкрапленности:

Кр = (i-1/i)³ , ( 4 )

где i = D/d – степень измельчения.

Рис. 2. Модель раскрытия равномерно вкрапленной двухфазовой руды

В общем случае, в слоях, которые заключают в себе только кубики фазы А в количестве (nk-1), ряд плоскостей на двух из четырех граней призмы будет также вырезать кубики, выходящие за пределы призмы. Эти кубики будут состоять из фазы А, за исключением одного на каждую призму. Каждое из этих двух мест раскрытия вызывает уменьшение на к(к+1) числа свободных частиц фазы А.

Следовательно. число свободных частиц фазы А в каждой элементарной призме будет:

(nк-1)к²-2(к+1)к

или (nк²-3к-2)к

В таком случае степень раскрытия частиц фазы А можно выразить формулой

Это будет правильным при n≥5, так как при n<5 имеются геометрические ограничения.

Совершенствование технологии обогащения руд в современных условиях, как правило, связана с дорогостоящими лабораторными, затем опытно-промышленными и наконец с промышленными испытаниями. Объемы лабораторных проб достигают нескольких килограммов, полупромышленных 100 кг и промышленных 1000 кг или несколько тонн. При этом стоимость промышленных испытаний по развитой схеме на представительной пробе для получения надежных данных для проектирования фабрик составляет сотни тысяч долларов США.

Появление прецизионной аппаратуры для лабораторных анализов с применением компьютерной обработки их результатов позволяет повысить точность оценки ожидаемых показателей обогащения. Конечно, лабораторные исследования не смогут полностью заменить промышленные, но позволяют уменьшить объемы промышленных испытаний, что значительно снижает стоимость технологических прогнозов и предпроектной подготовки.

Показатели обогащения делят на три группы:

- потенциальные, получаемые с помощью ЭВМ на основе минералогического анализа, выполненного методами современного инструментального анализа, например, на растровом электронном микроскопе с микрозондом, на установке типа «Эпиквант», на минералогических микроскопах (оптических или лазерно-оптических) с компьютерной обработкой изображения шлифа или аншлифа. Эти показатели можно считать экспериментально-теоретическими и они указывают на верхний предел технологических возможностей обогащения руды;

- реальные, получаемые практически на идеально настроенном лабораторном обогатительном оборудовании;

- и реализуемые, получаемые по данным потенциальных и реальных показателей в промышленных условиях.

Если разница между реальными и реализуемыми показателями обычно остается на совести инженеров, создающих оборудование, проектантов и технологов обогатительных фабрик и может быть сведена к приемлемому минимуму, то различия между потенциальными и реальными показателями –

это внутренний резерв технологии, который нужно использовать путем ее оптимизации. Принципам такой технологической оптимизации и посвящена настоящая работа.

На кривых обогатимости (рисунок 1) можно видеть как раскрытие, крупность и применяемый способ обогащения влияют на эффективность разделения минералов и технологические показатели обогащения. Коэффициент контрастности К_к зависит от раскрытия зерен, например тяжелых и легких разделяемых минералов – он увеличивается при уменьшении количества сростков. Это можно достаточно убедительно видеть на рис. 1а, представляющем идеализированный случай – кривая 3.

К_к= (χ_м – χ_н)/ χ_м, ( 5 )

где χ_м и χ_н – удельные магнитные восприимчивости магнитных и немагнитных минералов.

Чувствительность сепаратора определяется среднеквадратичным отклонением содержаний извлекаемого минерала от граничного; иными словами – чем острее пик кривой Гаусса на границе разделения, тем выше чувствительность сепаратора и выше коэффициент избирательности И. Обычно при хорошем раскрытии высок и уже упоминавшийся коэффициент контрастности физического свойства, по которому происходит разделение минералов (плотность) – К_к

Рис. 1. Взаимосвязь степени раскрытия и потенциальных параметров обогащения:

а – идеальные варианты – 1 - нераскрытый минерал; 2 – полураскрытый минерал;
3 – полностью раскрытый минерал; б – реальный вариант.

Коэффициент раскрытия, определяемый углом наклона кривой элементарных фракций – l, равен К_р=1 – tga, причем a измеряется от 45° до 0, а К_р от 0 до 1.

l_р – граничное содержание сростков; b_г, q_г – содержание металла в концентрате и в хвостах при идеальной вероятности разделения на границе (руда) – Р=1; при распределении содержание на границе 1 – эффективная сепарация, 2 – удовлетворительная и 3 – плохая (большое засорение концентрата бедными сростками, а хвостов – богатыми).

Расчет потенциальных показателей обогащения (выходы и содержания продуктов) проводят на основе измеренных минералогических параметров раскрытия по специальным формулам.

В соответствии с закономерностью, установленной Виталием Ивановичем Кармазиным, качество концентрата при максимальном извлечении рудного минерала зависит от коэффициента раскрытия К_р и коэффициента эффективности сепарации К_с и коэффициента измельчения К_и:

b_з=a_м+К_рК_сК_и(b_м–a_м) ( 6 )

Коэффициенты К_р и К_с можно определять по данным минералогического, химического и фракционного анализов:

Кр=(b_с – a_м)/(b_м–a_м), Кс=(b_Т – a_м)/(b_с –a_м), ( 7 )

где b_м, b_с и b_т – содержание тяжелого металла соответственно в концентрате гравитационного сепаратора, фракционного гравитационного анализатора и теоретическое содержание металла в тяжелом минерале, a_з – содержание золота в исходной руде.

В случае, когда К_р=1 (только свободные рудные минералы) и К_и=1 (размер зерен после измельчения равен размеру вкраплений), а коэффициент контрастности свойств разделяемых минералов стремится к бесконечности, К_с=1, то b = b_т, а извлечение металла (или минерала) будет равно 100 %. Но даже при идеальной сепарации (К_с=1) качество концентрата b определяется уровнем раскрытия и измельчения – К_р и К_и. В случае достижения полного раскрытия и идеальной сепарации 100%-е показатели будут достигнуты, если в процессе рудоподготовки руда будет полностью раскрыта без переизмельчения, т.е. К_и=d_изм/d_вкр. =1. В случае переизмельчения – К_и<1 в свою очередь, снижается коэффициент сепарации – К_с<1, т.е. при высоком содержании тонких классов очень трудно поддерживать коэффициент сепарации на уровне единицы.

При измельчении (раскрытии) происходит частичное разрушение межмолекулярных или ионных связей кристаллической решётки, что связано с большими энергозатратами. Полное разрушение этих связей в металлургических процессах (плавка) с последующим гравитационным разделением металла и шлака требует ещё больших энергозатрат (как правило, на порядок), поэтому применимо только к высококачественным концентраторам, а не к сырью.

Схема раскрытия минералов является структурной основой общей технологической схемы обогащения руды (рис.3), т.е. характер вкрапленности руды и её структура может определять раскрываемость её отдельных компонентов, а значит и технологическую схему измельчения. Последняя является «каркасом», на котором формируется вся технологическая схема обогащения. Здесь она показана на трехосной диаграмме «рудные зерна – Р, сростки – С, нерудные зерна – Н». Читается она по часовой стрелке и каждой точке соответствуют три координаты состояния измельченного продукта – Р, С, и Н. Полное раскрытие (идеальный случай) наступает на линии Р – Н, при С=0. Координаты состояния после любой стадии измельчения находятся на уровнях параллельных линии Р – Н и приближающихся к последней с увеличением степени измельчения за счет повышения раскрытия.

Рис. 3. Принципиальные схемы раскрытия руд различных типов:

а – раскрываются рудные и нерудные; б – первыми раскрываются рудные; в – первыми раскрываются нерудные минералы.

В соответствии с правилом Чечотта и в зависимости от особенностей раскрытия конкретного типа руды после I стадии измельчения выделяют либо часть концентрата

(рис.3.б), либо хвосты (рис.3,в), либо и то, и другое, а сростки направляют на дальнейшее раскрытие (рис.3,а) в соответствии с кривыми III, II, I на треугольнике.

Очень важно после каждой стадии измельчения выводить из процесса обогащения не менее 15-20% готовых продуктов (по выходу от исходного материала). Линии равного измельчения по стадиям параллельны оси Н-Р.

Так, для руды типа а уже после первой стадии измельчения, если того позволяет эффективность применяемых методов сепарации можно вывести из процесса часть готовых продуктов, сужая дальнейший фронт измельчения. Для руд типа б и в после первой стадии измельчения можно получить готовом виде только часть концентрата или хвостов, а остальное требует дальнейшего измельчения для полного раскрытия.

При сепарации сильномагнитных материалов наиболее контрастно отличаются магнитные свойства рудной смеси и немагнитных минералов пустой породы, поэтому здесь в I стадии выделяют, как правило, только хвосты, несмотря на то, что значительная часть рудного минерала тоже раскрыта. В этих условиях применение высокоселективных процессов, например сухой центробеж­ной сепарации, для выделения части готового концентрата в I стадии является важным технологическим резервом магнитно­го обогащения.

В табл. 6 приведены формулы различных исследователей для расчета раскрытия минералов в зависимости от строения и степени переизмельчения руды по сравнению с крупностью вкрапления мономинеральных зерен. Из них только в одной учитывается степень избирательности измельчения по контактам прослоев и по контактам зерен внутри прослоев [19]

Таблица 6

Формулы для расчета степени вскрытия минералов [22]

Автор	Степень вскрытия
Кармазин [19]
Гордэн [11]
Тордес и Юровский [22]
Вигель [22]
Волкова [22]
где N1 – число частиц всех размеров раздела фаз; N0 – число частиц, полученных из 1 см3 объема

μ – отношение изменения объемов всех вкрапленных в куб кубиков фазы А к объему куба;

m – относительная толщина рудных прослоек;

к – степень измельчения;

n - отношение объемов фаз;

ρ – число вкраплений магнетита в нерудном прослое на длине α

- средний объемный состав куска;

W – вероятность выделения частиц неоднородного состава при измельчении.

Рис … Зависимость степени вскрытия рудной фазы ƒ_А от степени измельчения при различных степенях измельчения ρ [19]

1–ρ=0,9 2-ρ=0,8 3-ρ=0,7 4-ρ=0,6 5-ρ=0,5 6-ρ=0,4 7-ρ=0,3 8-ρ=0,2

9-ρ=0,1 10-ρ=0

Анализ этой зависимости, приведенный на рис.14, показывает, что чем богаче руда рудным минералом (больше n) и чем селективнее она измельчается (больше ρ и θ) , тем крупнее она может быть перед обогащением. Итак, для уменьшения расхода энергии на раскрытие минералов следует обеспечивать разрушение сростков трещинами, возникающими по спайности мономинеральных частиц, а не по их объему.

Образованию трещин вдоль границ спайности, то есть селективности измельчения, содействует также самоизмельчение полезных ископаемых. В этом случае, благодаря близким прочностным характеристикам (модулям Юнга и Пуассона) соударяющихся или трущихся кусков возникают волны напряжений, как бы взрывающих сросток изнутри (см. формулы 4,41; 4.42). При измельчении же минералов высокопрочными дробящими телами (молотками, шарами) образующиеся трещины как бы продолжают направление мономинеральных зерен и поэтому меньше раскрывают сростки. Вред переизмельчения не ограничивается повышенным расходом энергии. Как уже упоминалось, очень тонкие частицы, крупностью менее 10 мкм (шламы), механическими методами обогащения концентрировать трудно, поскольку их движение вызывается не только действием силовых полей сепаратора, но и случайными явлениями у ударами молекул (Броуновское движение). По этой причине для концентрации тонких частиц илистых шламов необходимо производить исскуственное объединение и получение мономинеральных агрегатов - селективную флокуляцию, что еще более удорожает процесс подготовки и концентрации. В связи с этим целесообразно все раскрывшиеся мономинеральные частицы выводить из измельчающих аппаратов, не допускать переизмельчения и ошламования сырья ( “не дробить ничего лишнего” – по формулировке Г.О. Чечета).

При этом измельчении происходит частичное разрушение межмолекулярных или ионных связей кристаллической решётки, что связано с большими энергозатратами. Полное разрушение этих связей в металлургических процессах (плавка) с последующим гравитационным разделением металла и шлака требует ещё больших затрат.

В последние годы в этом направлении сделано очень много и вывод готовых продуктов по технологической цепочке осуществляется за счет внедрения бесклассификационных схем (магнитная сепарация с выводом промпродукта в замкнутый цикл, на доизмельчение), внедрение магнитной дешламации на последних стадиях и т. п.

В этом случае определение потенциальной обогатимости сырья имеет очень важное значение. Современные методы микроскопического и микро-зондового анализа в сочетании с компьютерной обработкой позволяют быстро и эффективно исследовать различные фракции крупности продуктов обогащения полезных ископаемых и легко различают чистые рудные зерна, чистые нерудные зерна и сростки.

Обозначим количество рудных зерен через – р, нерудных зерен – н, а количество сростков – с. Рудные зерна р имеют содержание минерала равно единице, в нерудных – н оно равно нулю. Содержание минерала в сростках находится в пределах от 0 до 1: 0 < c < 1.

Разделение смеси зерен при обогащении на два продукта происходит по границе разделения λ_о. Часть сростков (рис. 1) пойдет в концентрат, а часть в хвосты. Разделение может происходить визуально – ручная рудоразборка или в различных сепараторах (по граничной плотности разделения, граничной магнитной восприимчивости, флотируемости и т.д.).

Обозначим выход (количество) полученной рудной фазы – А, тогда

А = р + ω·с, где ω – содержание рудной фазы в сростках в долях единицы.

ω = (А – р)/с, а степень оруденения сростков О_Р = ω/(1 – ω) чем больше О_Р, тем больше потери полезного минерала и хуже результаты обогащения.

Обозначим количество нерудной фазы буквой В, тогда В = 1 – А.

Степень раскрытия рудной и нерудной фаз в этом случае по определению равна: К_рА = р/A =( А – ω·с)/А и К_рВ = н/В = н /(1 – А).

Сростки условно можно разделить на две группы, находящиеся по разные стороны от границы разделения: сростки с преобладанием рудных минералов или богатые сростки и сростки с преобладанием нерудных минералов или бедные сростки.

Ω = ω₁·с₁ + ω₂·с₂ (8)

Идеальные показатели сепарации легко найти из следующих выражений:

выход концентрата: γ = р + ω₁; качество концентрата: β = (р + ω₁·с₁)/(р+ с₂); извлечение минерала в концентрат: ε = (р + ω₁·с₁)/А

где: р + ω₁·с₁ – количество рудного минерала в концентрате;

А – количество рудного минерала в исходном.

В процессах обогащения значительно легче отделить нерудную фазу от рудной, чем разделить рудную фазу и сростки, поскольку в первом случае значительно выше относительная разность (контрастность) свойств, по которым происходит разlеление.

Обычно в первом приеме обогащения выделяют нерудные зерна, а рудную смесь Р = (р + с₁ + с₂) выделяют в отдельный промежуточный продукт (черновой концентрат).

Содержание полезного минерала в этом продукте составляет:

β = (р + ω₁·с₁ + ω₂·с₂)/(р + с₁ + с₂) (9).

Характеризовать соотношение выхода сростков и содержания рудногог минерала в них можно по формуле профессора Куделина, установленной им на основе многочисленных экспериментов [ ]:

β = (1 – γ)^{(1- ω)/ω} = (1 – γ)^1/Ор(10).

При увеличении содержания минерала прямо пропорционально выходу этого продукта характеристика будет прямой линией. В других случаях – это будет выпуклая или вогнутая

линия. Если ω – доля рудных сростков:

ω = (А – р)/с = 0,5, то степеньорудене- b

ния О_Р =ω/(1 – ω)=1 и функция «выход- 1

качество» характеризуется прямой.

При ω > 0,5 и О_Р > 1 – зависимость

«выход-качество» будет характеризо-

ваться выпуклыми линиями, а при 0,5

ω > 0,5 и О_Р > 1 – эта же зависимость

будет представлена вогнутой линией.

Подставляя значение О_Р в предыду-

дущую формулу, поучим:

G

Рис. 4. Зависимость β = f(γ)

(11),

где β – изменение рудного минерала в сростках, по мере увеличения выхода сростков. Р = (р + с₁ + с₂) – рудная смесь.

Аналогично определяется извлечение металла в концентрат и потери его в хвостах:

; (12)

Кривые обогатимости (см. рис. 1) строятся следующим образом. Первый участок кривой β (содержание металла в концентрате) – р представляет собой

горизонтальную прямую, параллельную оси абсцисс при β = β_теор, т.е. теоретическому содержанию металла в чистом минерале. По горизонтали этот участок ограничен точкой с абсциссой р – содержание чистых рудных зерен в пробе. На втором участке кривой – с координаты точек β определяются по формуле (1.8) при заданных величинах. На третьем участке кривой – н содержание в хвостах υ близко к нулю (формула 1.9).

Потенциальная обогатимость руды, таким образом определяется по следующим параметрам минералогического исследования:

1. А – содержание рудной фазы;

2. Р – выход рудной фазы;

3. О_Р – степень оруденения сростков;

4 . с – выход сростков.

Применение специальных компьютерных программ позволяет в лабораторных условиях с помощью стадиального измельчения и минерало-гического анализа продуктов прогнозировать результаты обогащения и синтезировать оптимальные технологические схемы для каждого типа руды.

В результате на основе анализа результатов раскрытия минералов пробы мы априори узнаем не только каких технологических результатов может достигнуть промышленность на данном месторождении, но и пути их дости-жения в технологических схемах обогащения и проектировать конкретные обогатительные фабрики..

При этом измельчении происходит частичное разрушение межмолекулярных или ионных связей кристаллической решётки, что связано с большими энергозатратами. Полное разрушение этих связей в металлургических процессах (плавка) с последующим гравитационным разделением металла и шлака требует ещё больших энергозатрат (как правило, на порядок), поэтому применимо только к высококачественным концентраторам, а не к сырью.

В процессах дробления и измельчения твёрдые тела разрушаются за счёт образования и роста трещин при разрыве ионных и ковалентных связей в минералах, что называют хрупким разрушением.

В местах скопления линейных дефектов структуры кристаллов (дислокаций) при наличии растягивающих напряжений, если атомы и ионы удаляются на критическое расстояние, образуются зародышевые трещины (микротрещины). Если число последних за счёт механических воздействий растёт, то образуются «магистральные» трещины, реализующие хрупкое разрушение. На этот процесс существенно влияют тепловые колебания атомов в решетке, ослабляющие энергию их связи. При изменении знака напряжения на концах трещины, когда оно (из растягивающего становится сжимающим) на период больший периода релаксации (восстановление связей в решётке) трещина может «залечиваться» и полностью исчезнуть.

На рис. 15 показано, как характер вкрапленности руды и её структура может определять раскрываемость её отдельных компонентов, а значит и технологическую схему измельчения. Последняя является «каркасом», на котором формируется вся технологическая схема обогащения.

Так, для руды типа а уже после первой стадии измельчения, если того позволяет эффективность применяемых методов сепарации можно вывести из процесса часть готовых продуктов, сужая дальнейший фронт измельчения.

3.1 Кинетико-релаксационные модели интергранулярного