Гравитационный анализ полезных ископаемых на обогатимость

22.09.2020

Гравитационный анализ представляет собой распределение анализируемого материала по фракциям заданной плотности.

Данные гравитационного анализа позволяют сделать заключение о возможности гравитационного обогащения данной руды, дают представление о степени раскрытия основных минералов в различных классах крупности, а также используются для выбора начальной и конечной крупности обогащения, составления схемы испытаний обогатимости, приближенного прогнозирования показателей гравитационного обогащения. В случае применения обогащения в тяжелых средах или крупнокусковой отсадки они служат основой для определения параметров процесса и расчета технологических показателей.

Гравитационный анализ крупных классов руды (+50; -50+25; -25+8(10) мм) производится путем определения плотности отдельных кусков (взвешиванием в воде и в воздухе). От каждого класса с помощью квадратования отбирают пробу, состоящую из 100—200 кусков. Пробы отмывают водой и сушат на воздухе. Затем куски нумеруют, определяют плотность каждого куска и распределяют все куски на фракции с различными плотностями (г/см3), например: b < 2,7; 2,7 < b < 2,9; 2,9 < 5 < 3,1; 3,1 < b < 3,3 и т.д.

Каждую фракцию взвешивают, измельчают и анализируют на содержание ценных компонентов. По результатам анализа определяют содержание и извлечение ценного компонента в каждой фракции, применяя формулы: выход фракции (%) от массы класса
Гравитационный анализ полезных ископаемых на обогатимость

выход фракции (%) от массы руды

содержание ценного компонента в классе

извлечение ценного компонента во фракцию (%) от содержания в классе

извлечение ценного компонента во фракцию (%) от содержания в руде

где a — массовая доля ценного компонента в исходной руде, аф — массовая доля ценного компонента в каждой фракции класса по данным химического анализа, l — число фракций.

По суммарному выходу фракций данной плотности вычисляется содержание ценного компонента в сумме фракций

где k — число классов крупности.

Материал крупностью-12+0,01 мм при гравитационном анализе разделяется в тяжелых жидкостях.

С учетом плотности выпускаемых тяжелых жидкостей разделение смесей минеральных зерен ограничивается плотностью 4270 кг/м3. Для разделения диамагнитных материалов используют магнитные жидкости более высокой плотности.

Обычная шкала плотностей (г/см3): 2,7; 2,9; 3,1; 3,3; 3,4; 4,2. Уточняется она в соответствии с особенностями вещественного состава руды — наличием в руде минералов промежуточной плотности, которые целесообразно выделять в самостоятельные фракции. В некоторых случаях можно обойтись меньшим числом фракций или несколько изменить значения плотностей.

Гравитационный анализ выполняют на классифицированном на узкие классы крупности материале. Материал проб не должен содержать посторонних механических примесей, металлического железа, свободной (активной) извести и других химических соединений, изменяющих состав тяжелых жидкостей. Перед анализом концентраты магнитного обогащения необходимо размагнитить на аппарате АРВИ-Н (для магнетитовых руд) и APBИ-В (для обожженных продуктов). Продукты флотации должны быть отмыты от флотационных реагентов. Все пробы перед анализом необходимо высушить при t < 105—110°С.

Масса навески, поступающей на анализ, определяется крупностью материала, необходимым числом стадий разделения и последующим использованием получаемых фракций и колеблется от долей грамма до нескольких килограммов.

Для проведения гравитационного анализа необходимы центрифуги, сушильные и вытяжные шкафы, технические весы. Применяют лабораторные центрифуги с регулируемой частотой вращения пробирочного (ЦЛС-3, ЦЛС-31) и «волчкового» типа. Успешно используют в практике венгерские центрифуги Lh-412.

Разделение в тяжелых жидкостях осуществляется либо отстаиванием в специальных воронках, стаканах и т.д., либо центрифугированием. Выбор способа зависит от крупности исходного материала и разницы в плотностях материалов, составляющих пробу.

Метод отстаивания используют при анализе кристаллических горных пород (преимущественно песчаной размерности) и россыпей, а также измельченных горных пород, руд, нерудных полезных ископаемых и продуктов обогащения крупностью +0,2 мм. Более мелкий материал рекомендуется делить центрифугированием.

Для некоторых руд, например бурожелезняковых, из-за близости плотностных характеристик цемента и оолитов желательно применять центрифугирование для всех классов крупности.

К подготовительным операциям, способствующим более эффективному разделению минеральных смесей, относят:

- обработку проб этиловым спиртом и ацетоном для улучшения смачиваемости тонкодисперсных частиц тяжелой жидкостью (бромоформом);

- длительное перемешивание суспензии в пробирке и удаление из нее воздуха;

- погружение пробирок с суспензией в горячую воду;

- предварительное обогащение проб на малогабаритных гравитационных аппаратах;

- узкая классификация.

Минимальный размер частиц минералов в значительной степени зависит от количественного соотношения разделяемых минералов. При небольшом содержании (до 5 %) тяжелых и легких минералов крупностью -0,02 мм единичная операция центрифугирования не обеспечивает полной чистоты их разделения вследствие механического захвата частиц тяжелых минералов легкими, и наоборот. Повторное центрифугирование после отдельного перемешивания (тонкой стеклянной палочкой) слоев легкой и тяжелой фракций для высвобождения захваченных зерен способствует эффективному их разделению.

При центрифугировании удовлетворительные результаты разделения получаются при разнице истинных плотностей минералов 100—50 кг/м3.

Выбор истинной плотности тяжелой жидкости, в которой производится разделение, зависит от минерального состава исходного материала и задач исследования. При этом важно, чтобы тяжелая жидкость не разлагалась при работе и не вступала в реакцию с минералами. При анализе необходимо в каждом частном случае проверять реакционную способность разделяемых минералов и выбранной жидкости и подбирать такие, анализ в которых не ведет к изменению ни минералов, ни самой жидкости.

Для приготовления жидкости заданной истинной плотности можно пользоваться весами Мора-Вестфаля, расчетным методом и кривыми зависимости истинной плотности жидкости от объема прибавляемого растворителя. Истинная плотность 6 (кг/м3) смеси двух жидкостей:

где b0, V0 — истинная плотность и объем первоначально взятой тяжелой жидкости, кг/м3, м3; b1, V1 — истинная плотность (кг/м3) и объем добавляемого растворителя (м3).

Следовательно, объем добавляемого растворителя:

Таким образом, можно вычислить объем разбавителя, который необходимо добавить к жидкости, чтобы получить жидкость требуемой истинной плотности.

В связи с высокой стоимостью тяжелых жидкостей и необходимостью снижения энергозатрат на последующую их регенерацию из промывных вод следует предусматривать использование для разбавления только промывные воды. Объем жидкости, подготавливаемой к анализу, примерно в 3 раза превышает объем пробы.

Подготовительные операции к производству гравитационного анализа заканчиваются определением плотности приготовленной жидкости и проверкой истинной плотности заводской жидкости. Определение истинной плотности тяжелой жидкости производится различными способами с использованием минералов-эталонов с известной истинной плотностью в пикнометре, по показателям преломления тяжелых жидкостей, с помощью весов Мора-Вестфаля с утяжеленным поплавком, взвешиванием определенного объема жидкости в мерной колбе с точно установленным объемом.

Разделение в тяжелых жидкостях проводят в следующем порядке: заливают подготовленные жидкости в стаканы, делительные воронки, пробирки (при этом объем загружаемого материала должен быть < 1/3 объема заливаемой жидкости) и перемешивают суспензию стеклянными палочками. Для исключения захвата материала разной истинной плотности в одну фракцию пробы в стаканах и делительных воронках необходимо перемешивать 2—3 раза с промежуточным отстаиванием в течение 5—10 мин. При разных по массе навесках подбирают различные по объему стаканы так, чтобы при разделении можно было отделить легкую фракцию от тяжелой без взаимного загрязнения.

При центрифугировании масса загружаемой в одну пробирку навески в зависимости от ее объема колеблется от 2 до 10 г. В пробирку вместимостью 100 мл загружают 10 г пробы и заливают 80 мл жидкости. Все пробирки уравновешивают.

Оптимальный режим центрифугирования подбирают в каждом частном случае в зависимости от истинной плотности составляющих разделяемой смеси, свойств жидкости и типа центрифуги. Так, при разделении железистых кварцитов крупностью 0,045—0,02 мм и 0,02—0,01 мм оптимальная частота вращения, установленная опытным путем, составляет 3500—4000 мин-1, продолжительность центрифугирования 10—15 мин. При малой разнице истинных плотностей разделяемых минералов центрифугирование необходимо проводить 2—3 раза. Легкую и тяжелую фракции при разделении в стаканах и пробирках удаляют, сливая эти фракции в воронки с фильтрами. При разделении в бромоформе используют бумажные фильтры, при разделении в других жидкостях — бумажные и матерчатые. Для исключения разбавления жидкостей фильтры и приемники для сбора должны быть сухими.

При разделении в бромоформе пробу промывают этиловым спиртом. Полноты отмывки от бромоформа достигают многократным добавлением спирта, приливаемого по краю фильтра. Расход спирта составляет 2 мл на

1 г разделяемой пробы. При разделении в жидкости Клеричи пробу промывают горячей водой (70—80 °С). Промывные воды от первых трех промывок дистиллированной водой объемом не менее трех объемов разделяемого материала собирают для последующей регенерации. При разделении в жидкости Рорбаха возможно выпадение при основной промывке водой фасного осадка двуиодистой ртути. Для его растворения при дополнительной промывке в воду необходимо добавлять иодистый калий из расчета 1,5—2 г на 150 мл воды. Затем пробу промывают водопроводной водой до полной отмывки жидкостей. Качество промывки проверяют на стекле реакцией капли промывной жидкости с жидкостью Туле или Клеричи. Следы жидкостей Туле и Рорбаха дают ярко-желтый осадок при добавлении промывных вод Клеричи. При полной отмывке капля остается прозрачной.

Для ускорения фильтрования и промывки, а также уменьшения потерь разделяемого материала рекомендуется эти процессы проводить под вакуумом, используя вакуумные насосы и различные установки для вакуумного фильтрования.

Бромоформ регенерируют в делительных воронках. Смесь бромоформа, спирта и дистиллированной воды тщательно взбалтывают и дают ей расслоиться. Бромоформ, как самое тяжелое вещество, скапливается на дне воронки и через кран выливается в приемник.

Тяжелые жидкости регенерируют из промывных вод упариванием в термостойких стаканах, на электроплитках или в сушильных шкафах при t < (90±2) °С. Упаривают жидкость до получения необходимой промежуточной плотности или до появления пленки солей. Дальнейшее упаривание недопустимо, так как может привести к разложению и возгонке солей.

Отмытые от жидкости пробы сушат при t < 105—110 °С и взвешивают. Полученные после разделения фракции контролируют, просматривая продукты под микроскопом и выделяя дубликаты проб (внутрилабораторный контроль). Анализ считается удовлетворительным, если относительная разница в выходах одноименных проб < 5 %. При неудовлетворительном делении пробы анализируют повторно. При удовлетворительных результатах подсчитывают выходы полученных фракций от операции и исходной пробы. Результаты анализа по разделению минеральных зерен в тяжелых жидкостях оформляют в виде таблицы типа табл. 4.16.

Если на основании ситового и гравитационного анализов выясняется возможность предварительного обогащения в тяжелых суспензиях, то целесообразно провести гравитационный анализ продукта, поступающего на дальнейшее гравитационное обогащение в той крупности, при которой это обогащение будет проводиться. В этом случае расслаивание исходной руды ограничено крупными классами, направляемыми на суспензионное обогащение.

На конкретном примере покажем использование данных гравитационного анализа. В табл. 4.16 приведены результаты расслаивания оловянной руды одного из месторождений Восточной Киргизии. Состав руды: кварц — 3,5 %, полевой шпат — 10 %, карбонаты — 15 %, пироксены — 20 %, турмалин — 4—5 %, сульфиды — 3,4 %. Ценный компонент представлен касситеритом, ассоциирующим преимущественно с кварцем и сульфидами.

Таким образом, руда является благоприятным объектом для обогащения гравитационными методами. Хвосты (плотность < 2,7 г/см3) с отвальным содержанием ценного компонента (0,07 %) выделяются в крупности -3 мм, а богатый концентрат (плотность 3,45 г/см3) с содержанием 16 % может быть выделен даже из класса -12+6 мм.

Степень, раскрытия полезного минерала приближенно оценивается по извлечению ценного компонента в наиболее тяжелую фракцию (плотность 3,45 г/см3). В рассматриваемом примере максимальное извлечение ценного компонента в тяжелую фракцию имеет место с крупности-0,2 мм и составляет 84,95 и 87,09 %.

Фактически степень раскрытия несколько ниже этой цифры, так как часть полезного минерала в этой фракции представлена сростками с сульфидами.

На основании данных гравитационного анализа можно дать некоторые рекомендации по технологии обогащения руды. Начальную крупность обогащения отсадкой принимают равной -12 мм. Целесообразно ввести вторую стадию обогащения в крупности -3(-2) мм также отсадкой, в которой ценный компонент извлекается в подрешетный концентрат. Хвосты второй отсадки измельчают до крупности 0,3 мм и обогащают на столах. Таким образом, технологическая схема состоит из трех стадий обогащения с последовательным измельчением руды до крупности -12 мм, -3(-2) мм и -0,3 мм. Труднообогатимые промпродукты потребуется измельчать до -0,1 мм или даже тоньше.

По графической интерпретации результатов табл. 4.16 возможно иметь данные о составе и выходе фракций плотности, промежуточной между плотностями растворов, точно выбрать оптимальную плотность разделения, рассчитать ожидаемые результаты. Графическая интерпретация производится чаще всего с использованием наиболее распространенных кривых Анри-Рейнгардта, реже — кривых, предложенных Майером и Деллом.

В табл. 4.17 приведен пример расчета состава всплывших и утонувших фракций для класса -12+0,04 мм по содержанию ценного компонента, по данным которого строят кривые гравитационной обогатимости (кривые Анри-Рейнгардта).

Для построения кривых на миллиметровой бумаге вычерчивают квадраты 100x100 или 200x200 мм. На оси ординат откладывают суммарный выход фракций от 0 до 100 %. Слева — выход всплывших фракций (сверху вниз), справа — потонувших фракций (снизу вверх).

По верхней оси абсцисс откладывают плотность в диапазонах, соответствующих фракционному анализу; по нижней — содержание компонентов во фракциях. Если содержание компонентов находится в широких пределах, например для свинца от 0,02 до 25,2 %, то шкалу на оси абсцисс можно сделать длиннее либо кривые обогатимости показать частично (в области, необходимой для расчетов шкалы классификации или ожидаемых результатов обогащения).

На рис. 4.28 как пример показаны кривые обогатимости, построенные по данным табл. 4.17: Л — распределение ценного компонента по отдельным фракциям (строится по графам 3 и 14 табл. 4.17) (кривая элементарных фракций); b — зависимость между выходом всплывших фракций (хвостов) при определенной плотности и содержанием в них ценного компонента (строится по графам 6 и 8 табл. 4.17) (кривая всплывших фракций); в — зависимость между выходом утонувших фракций (концентрата) при определенной плотности и содержанием ценного компонента в концентрате (строится по графам 12 и 10 табл. 4.17) (кривая потонувших фракций); b — зависимость между выходом всех всплывших фракций (или всех утонувших фракций) и плотностью разделения (линия плотности).

По виду кривой А, судят о способности изучаемой пробы руды при данном гранулометрическом составе более или менее четко разделяться на продукты разного минералогического состава. Ступенчатый вид кривой Л свидетельствует о возможности идеального разделения на концентрат и хвосты. «Сглаженный» ступенчатый вид кривой Л указывает на целесообразность проведения обогатительной операции с целью выделения концентрата, промпродукта и хвостов. Если же зависимость Л линейная, то обогащение гравитационными методами при данном гранулометрическом составе исследуемой руды невозможно. Требуется провести доизмельчение руды с целью раскрытия сростков.

Согласно виду кривой Л, приведенной на рис. 4.28, исследуемую руду крупностью-12+0,040 мм целесообразно обогащать гравитационными методами с получением концентрата, промпродукта и хвостов.

По кривым 0 и в определяют максимально возможные теоретические результаты обогащения при различной плотности разделения. Например, при b = 2,84 г/см3 из исследуемой руды (табл. 4.16 и 4.17) можно выделить хвосты с содержанием ценного компонента 0,3 % (точка А на кривой 6 рис. 4.28). Если же плотность разделения задать равной 3,2 г/см3, то можно получить концентрат с содержанием ценного компонента 12,5 % (точка В на кривой в рис. 4.28).

Следовательно, если исследуемую руду, результаты расслоения которой в тяжелых жидкостях приведены в табл. 4.17, обогащать гравитационными методами с целью получения концентрата, промпродукта и хвостов при плотностях разделения 2,84 и 3,2 г/см3, то получим следующие предельные технологические показатели:

Наконец, по кривой S можно определить необходимую плотность разделения для получения заданных технологических результатов. Например, концентрат с содержанием ценного компонента 4,7 % из исследуемой руды получают при плотности разделения 3,05 г/см3 (точка К на кривой S рис. 4.28).

Недостатки в использовании кривых обогатимости обусловлены неточностью построения кривой элементарных фракций. При интерпретации состава руд цветных металлов трудно на одной шкале абсцисс отложить и использовать деления от сотых долей до десятков процентов.

Различное положение точек начала и конца кривых всплывших и потонувших фракций не дает возможности их графического сопоставления и единообразного математического описания.

Для этих целей И. Д. Райвичем предложена методика построения и использования кривых, названных обобщенными кривыми гравитационной обогатимости.

Имя:*
E-Mail:
Комментарий:
Информационный некоммерческий ресурс fccland.ru © 2020
При цитировании и использовании любых материалов ссылка на сайт обязательна