CC BY
35
УДК 622.765.4
Эрдэнэзул Жаргалсайхан, В.В. Морозов
ОПТИМИЗАЦИЯ КРУПНОСТИ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ МОДЕЛЬ-ОРИЕНТИРОВАННЫХ КРИТЕРИЕВ
Аннотация. Для повышения эффективности обогащения медно молибденовых руд предложено измерять и учитывать при выборе режимов измельчения и флотации концентрацию неионогенного собирателя в водной фазе пульпы. На основании данных о тонине помола и концентрации собирателя в водной фазе пульпы получена модель, связывающая извлечение металлов с параметрами процесса. С использованием полученной модели и экономико — ориентированной целевой функции оптимизации определена оптимальная крупность измельчения медно-молибденовых руд. Разработанная модель и алгоритм определения оптимальной крупности измельчения применены в системах оптимизации процесса измельчения на обогатительной фабрике ГОКа «Эрдэнэт».
Ключевые слова: измельчение, флотация, медно-молибденовые руды, концентрация собирателя, моделирование, оптимизация.
DOI: 10.25018/0236-1493-2018-8-0-176-183
Введение
Повышение эффективности обогащения медно-молибденовых руд достигается путем применения современных систем автоматического регулирования. Перспективным направлением совершенствования таких систем является ис-пользованиемодель-ориентированных методов и алгоритмов, использующих знания о технологических процессах, их внутренних закономерностях [1, 2]. Существенное развитие данного направления связано с работами Монгольских ученых, создавших современную систему автоматического управления процессом флотации на обогатительной фабрике ГОКа «Эрдэнэт» [3, 4]. Дальнейшее развитие систем автоматического управления связано с расширением методов и средств оперативного анализа физико-химических параметров технологического процесса, в частности с разра-
ботанной методикой анализа концентрации неионогенного собирателя в водной фазе пульпы.
Исследования процессов измельчения и флотации медно-молибденовых руд
Хорошо известным направлением повышения эффективности обогащения медно-молибденовых руд является использование информации о физико-химических параметрах процессов обогащения, в частности концентрации собирателя в водной фазе пульпы [5, 6]. Однако, до последнего времени такие исследования проводились лишь для процессов с использованием ксантогенатов и аэрофлотов и не распространялись на процессы с применением неионоген-ных реагентов [7, 8].
Экспериментальные исследования, проведенные на кафедре общей и неор-
ISSN 0236-1493. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2018. № 8. С. 176-183. © Эрдэнэзул Жаргалсайхан, В.В. Морозов. 2018.
ганической химии НИТУ « МИСиС», позволили разработать методику измерения остаточной концентрации собирателя — аллилового эфира амилксантогеновой кислоты в жидкой фазе. Разработанная методика обеспечивает измерение остаточной концентрации собирателя в диапазоне рабочих концентраций 0,2— 2,5 мг/л с погрешностью 2,5—7,5%. Использование данной методики позволяет получить новые знания о процессе флотации медно-молибденовых руд в условиях варьирования основных технологических параметров: крупности измельчения и расходе собирателя на флотацию.
Схема опыта включала мелкое дробление пробы руды до крупности -2,5 мм, измельчение руды в стержневой и шаровой мельницах до крупности 45—75% класса -65 мкм, коллективную флотацию руды в режиме, приближенном к используемому на обогатительной фабрике. В качестве вспенивателя использовался реагент метилизобутилкарбинол (МИБК), в качестве собирателя — реагент АегоМХ 5140, в качестве регулятора рН среды — извест [9]. Флотация проводилась в механической флотомашине с
объемом камеры 0,7 л, время флотации 5 мин, расход воздуха — 1,5 л/мин. Из камерного продукта флотации отбиралась аликвота водной фазы, в которой измерялось значение рН и концентрации собирателя.
Как видно из представленных на рис. 1 кривых, в процессе измельчения были получены продукты с содер -жанием класса -65 мкм от 44 до 74% (в пересчете на класс -74 мкм — от 47 до 78%). Время измельчения варьировалось от 30 до 70 мин. Выход классов крупности изменялся по объяснимым зависимостям: выхода крупных классов снижались, выход готового класса увеличивался.
Результаты флотационных опытов при варьировании крупности измельчения, представленные на рис. 2, показали, что зависимости извлечения меди, молибдена и пиритного железа имеют вид кривых с максимумом в области 60—65% класса -65 мкм.
Относительно меньшее извлечение компонентов в концентрат флотации в области малой продолжительности измельчения (30—40 мин) связано с вы-
40 50 60
Продолжительность измельчения, мин
Рис. 1. Зависимости выходов классов крупности от времени измельчения Fig. 1. Yield of size grades versus milling time
80 75 70
S?
н-65
to
О.
x 60
ш
?55
0
m 50 a>
1 45 01
«40 m
£35 30
A ► _J
>
♦ 1
r V ■ z A A3
— —
? \ A
A
40 50 60 70
Крупность измельчения - выход класса -65 мкм,Ч
80
Рис. 2. Зависимости извлечения металлов в основной медно-молибденовой флотации от крупности измельчения руды: 1 — меди; 2 — молибдена; 3 — пиритного железа
Fig. 2. Metal recovery in rougher copper-molybdenum flotation as function of milling coarseness: 1—cop-per; 2—molybdenum; 3—pyritic iron
соким содержание труднофлотируемых классов крупностью +0,25 мм, составившим от 12 до 16% (рис. 1). Поскольку величина рН водной фазы в опытах не изменялась, причины снижения извлечения при высокой продолжительности измельчения (60—70 мин) могут быть
1,б
связаны с высоким выходом шламов или со снижением концентрации собирателя [3, 8].
Низкая флотируемость шламов общеизвестный факт. Однако, медные и молибденовые минералы хорошо флотируются в операциях удаления пирита
ю
1,4
1,2
0,8
=Г 0,6
0,4
о 0,2
*
X \
К
/ \
40 45 50 55 60 65 70 75
80
Крупность измельчения, вых. кл. - 65 мкм, %
Рис. 3. Зависимость остаточной концентрации собирателя в водной фазе пульпы от крупности измельчения (расход AeroMX 15 г/т руды)
Fig. 3. Residual concentration of collector in pulp water phase as against milling coarseness (AeroMX consumption 15 g/t)
Рис. 4. Зависимости извлечения меди (1), молибдена (2) и пиритного железа (3) от расхода и концентрации собирателя в водной фазу пульпы
Fig. 4. Recovery of copper (1), molybdenum (2) and pyritic iron (3) versus collector consumption and concentration in pulp water phase
(при измельчении до крупности 70— 72 класса -65 мкм) и при разделении медно-молибденового концентрата (при измельчении до крупности 80—85% класса -65 мкм). Поэтому в дальнейших исследованиях в первую очередь ставилась задача изучения изменения остаточной концентрации собирателя в водной фазе пульпы и определения ее связи с результатами флотации.
Из зависимости, представленной на рис. 3, видно, что с увеличением тонины помола пробы руды измеряемая остаточная концентрация собирателя уменьшается в несколько раз. Это связано с увеличением удельной поверхности минералов и, соответственно, количества адсорбирующегося на ней собирателя. Также причиной снижения активности собирателя может служить его связывание в металлоорганические соединения [10].
Для построения модели процесса необходимо использовать информацию о связи расхода и концентрации собирателя в водной фазе пульпы. Вторая серия опытов проводилась при постоянной
крупности измельчения и переменном расходе собирателя. Полученные зависимости, представленные на рис. 4, показывают, что с ростом расхода и концентрации собирателя извлечения меди, молибдена и пиритного железа растут, причем наибольшее увеличение извлечения меди имеет место при росте остаточной концентрации собирателя от 0,25 до 0,5 мг/, молибдена и пиритного железа — от 0,25 до 1 мг/л.
Полученные результаты соответствуют имеющимся представлениям о связи флотируемости минералов с концентрацией собирателя в жидкой фазе пульпы [5].
Построение модели флотации компонентов медно-молибденовой руды
Применение экономических критериев находит все большее применение для оптимизации технологических процессов в обогащении руд [11]. При построении модели ставилась задача установить связь технологических показателей с флотируемостью минералов и с
комплексным критерием эффективности технологического процесса, в качестве которой использовалась функция приведенных потерь, ранее предложенная в работе [12]:
^ = 8*сЛиаси +
+ 8*М0ЦМ0аМ0 + 8РуЦРуаРу'
где е*, е, Ц, а — потери, извлечение, цена и содержание в руде меди (Си), молибдена (Мо), пирита (Ру). Под ценой пирита понимаются затраты на доиз-влечение пирита из медного концентра-тав селективном цикле.
Для учета влияния на показатели флотации снижения концентрации собирателя была получена трехпараметри-ческая регрессионная модель извлечения (е) от выхода класса -65 мкм в измельченном продукте (Р_65) и концентрации собирателя АегоМХ 5140 (САМХ) е = ^р_65; САМХ). При проведении регрессионного анализа предполагалась линейная форма зависимости. Искомые зависимости имеет вид:
е = 30,3 + 0,51 * р-65 + 6,8 * Самх (1)
е = 14,5 + 0,45 * Р-65 + 5,1 * САМХ (2)
е = 22,3 + 0,50 * р-65 + 9,5 * Самх (3)
Согласно полученным зависимостям снижение извлечения меди (ЛеСи), молибдена (ДеМо), и пирита (ЛеРу), вследствие уменьшения концентрации собирателя (ЛСамх) может быть рассчитано по уравнениям:
Деси = 6,8 ЛСАМХ (4)
Демо = 5,1 ЛСАМХ (5)
Деру = 9,5 ЛСАМХ (6)
Уравнения (4)—(6), полученные из модели процессов измельчения — флотации целесообразно использовать для корректировки методик выбора оптимальных параметров процессов измельчения и флотации.
Обсуждение и применение
результатов
С учетом полученных результатов были скорректированы зависимости извлечений металлов от крупности измельчения для условий постоянства остаточной концентрации собирателя. Базовой концентрацией собирателя, от которой рассчитывалось уменьшение (ЛСамх) принималось значению (1,35 мг/л) при крупности измельченной руды 45% класса -65 мкм. Построенные на рис. 5 зависимости оценивают предполагаемое извлечение металлов и минералов при постоянной концентрации собирателя. Анализ полученных зависимостей (рис. 5) показывает, что при крупности измельчения 62,5% выхода класса -65 мкм достигается наибольшая эффективность (наименьшие приведенные потери) в процессе коллективной флотации медно-молибденовых руд.
Анализ зависимостей на рис. 5 также показал, что для всех минералов в области тонкого измельчения, соответствующей выходу 68% класса -65 мкм и более, наблюдается ухудшение фло-тируемости, связанное с увеличением количества частиц шламовых классов. Это означает, что переизмельчение руды приведет к потерям ценных компонентов. Проведенные корректировки позволяют более точно определить оптимальные условия технологического процесса — крупности измельчения по результатам укрупненных лабораторных опытов. Одновременно, полученные результаты обосновывают необходимость увеличения расхода собирателя с целью поддержания его необходимой концентрации водной фазе пульпы.
Разработанная математическая модель в виде поправки Леси была применена в методике определения оптимальной крупности измельчения в лабораторных условиях в исследовательской лаборатории ГОКа Эрдэнэт. Результаты
40 45 50 55 60 65 70 75 80 Крупность измельчения - выход класса -65 мкм
Рис. 5. Зависимости скорректированных значений извлечений меди (1) молибдена (2), пиритного железа (3) и приведенных потерь (4) от крупности измельчения руды
Fig. 5. Adjusted recoveries of copper (1), molybdenum (2), pyritic iron (3) and reduced loss versus ore milling coarseness
проверки показали, что использование усовершенствованной методики позволяет снизить потери ценных компонентов в коллективной медно-молибдено-вой флотации и в последующих операциях.
Эффект снижения показателей за счет снижения концентрации собирателя также возникаетпри переработке не прочных руд (как правило гипергенно измененных окварцованных и серити-зированных руд). В условиях поддержания постоянной производительности отделения измельчения и флотации для непрочных руд наблюдается более тонкое измельчение и, соответственно, увеличивается поглотительная способность пульпы по отношению к собирателю. Этим объясняется необходимость увеличения расхода собирателя во флотацию, реализуемое при переработке гипергенно измененных руд на ГОКе «Эрдэнэт». Результаты проведенных исследований и разработанная модель также могут
быть использованы для управления реа-гентным режимом флотации измененных руд с позиции поддержания необходимой концентрации собирателя в водной фазе пульпы.
Заключение
Проведенными исследованиями установлена обратно-пропорциональная связь крупности измельченной руды и остаточной концентрации неионоген-ного собирателя в жидкой фазе пульпы. Предложена модель, связывающая извлечение меди, молибдена, пирита и критерия оптимизации — приведенных потерь в операции коллективной флотации с крупностью руды и концентрацией собирателя. Разработанная модель применена для расчета оптимальной крупности измельчения медно-молибденовой руды. Обосновано применение модели для определения расходов собирателя во флотацию при варьировании ее из-мельчаемости.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Hulbert D.G. Simulation, Control and Modelling of Mineral Processing / Proceedings of XXII International Mineral Processing Congress, Cape Town, South Africa, 2003. Pp. 116-126.
2. Улитенко К.Я., Соколов В. И., Кузнецов А. Ф. Оптимизация режимов измельчения с использованием автоматизированных систем управления // Горный журнал. — 2005. — № 2. — C. 61—64.
3. Ганбаатар З., Соколов В. И. Совершенствование технологии измельчения и классификации смешанных медно-молибденовых руд // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2005. — № 7. — C. 320—325.
4. Ганбаатар З., ДэлгэрбатЛ., Кузнецов А. Ф., Дуда О. М., Морозов В. В. Оптимизация процесса измельчения на основе применения алгоритма взаимосвязанного регулирования производительности и водных режимов // Горный журнал. — 2011. — № 10. — C. 79—82.
5. Абрамов А. А. Собрание сочинений. Т. 8. Флотация. Сульфидные минералы. — М.: Изд-во «Горная книга», 2013. — 704 с.
6. Машевский Г. Н., Хейккинен С., Исокангас А. Новая система компьютерного управления процессом флотации // Обогащение руд. — 2007. — № 1. — C. 45—48.
7. Ганбаатар 3., Гэзэгт Ш. Совершенствование процессов измельчения медно-молиб-деновых руд на ОФ ГОКа «Эрдэнэт» // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2003. — № 1. — С. 66—68.
8. Ziyadanogullari R., Aydin F. New application for flotation of oxidized copper ore // J. of Minerals & Materials Characterization & Engineering. 2005. Vol. 4, No. 2. Pp. 67—73.
9. Zanin M., Ametov I., Grano S., Zhou L., Skinner W. A study of mechanisms affecting molybdenite recovery in a bulk copper/molybdenum flotation circuit // Int. J. Mineral Processing. 2009. Vol. 93. Рр. 256—266.
10. Пестряк И. В. Моделирование и исследование физико-химических процессов при кондиционировании оборотных вод // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. — 2015. — № 4. — С. 143—150.
11. Schena G.D., Gochin R.G. Application of engineering economics methods to decision making in mineral processing / Proceedings of XIX International Mineral Processing Congress, San Francisco, 1995. Littelton, Colorado, USA. 1995. Vol. 1. Pp. 267—272.
12. Morozov V., Bokanyi L., Ulitenko K. et al. Modern systems and model-based algorithms for automatic control of mineral processing process // Proceedings of 18th Mediterranean Conference on Control and Automation, MED'10. Marrakech, 2010. — Pp. 237—242. ЕЛЭ
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Эрдэнэзул Жаргалсайхан1 — аспирант, e-mail: [email protected],
Морозов Валерий Валентинович1 — доктор технических наук, профессор, e-mail: [email protected], 1 НИТУ «МИСиС».
ISSN 0236-1493. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2018. No. 8, pp. 176-183.
Optimizing copper—molybdenum ore milling coarseness using model-oriented criteria
Erdenesul Jargalsaikhan1, Graduate Student, e-mail [email protected],
Morozov V.V.1, Doctor of Technical Sciences, Professor, e-mail: [email protected],
1 National University of Science and Technology «MISiS», 119049, Moscow, Russia.
Abstract. With a view to improving efficiency of copper-molybdenum ore processing, it is proposed to measure concentration of nonionic collecting agent in pulp water phase and to take these data into account when selecting milling and flotation modes. Based on the information on milling fineness and collector concentration in pulp water phase, the model is obtained, which relates metal recovery and flotation performance. Using the model and the economically oriented optimization target function, the optimal coarseness of copper-molybdenum milling is determined. The developed model and the optimal milling coarseness algorithm are included in the milling optimization systems applied at the processing plant of Erdenet Mining Corporation.
Key words: milling, flotation, copper-molybdenum ore, collector concentration, modeling, optimization.
DOI: 10.25018/0236-1493-2018-8-0-176-183
REFERENCES
1. Hulbert D. G. Simulation, Control and Modelling of Mineral Processing. Proceedings ofXXII International Mineral Processing Congress, Cape Town, South Africa, 2003, pp. 116—126.
2. Ulitenko K. YA., Sokolov V. I., Kuznetsov A. F. Optimizatsiya rezhimov izmel'cheniya s ispol'zovaniem avtomatizirovannykh sistem upravleniya [Optimization of milling modes using automated control]. Gornyy zhurnal. 2005, no 2, pp. 61—64. [In Russ].
3. Ganbaatar Z., Sokolov V. I. Sovershenstvovanie tekhnologii izmel'cheniya i klassifikatsii smeshan-nykh medno-molibdenovykh rud [Improvement of milling technology and classification of complex copper-molybdenum ore], Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2005, no 7, pp. 320—325. [In Russ].
4. Ganbaatar Z., Delgerbat L., Kuznetsov A. F., Duda O. M., Morozov V. V. Optimizatsiya protsessa izmel'cheniya na osnove primeneniya algoritma vzaimosvyazannogo regulirovaniya proizvoditel'nosti i vod-nykh rezhimov [Milling optimization based on the algorithm of interactive control over production capacity and water regime]. Gornyy zhurnal. 2011, no 10, pp. 79—82. [In Russ].
5. Abramov A. A. Sobranie sochineniy. T. 8. Flotatsiya. Sul'fidnye mineraly [Collected edition. Vol. 8. Flotation. Sulfide minerals], Moscow, Gornaya kniga, 2013, 704 p.
6. Mashevskiy G. N., KHeykkinen S., Isokangas A. Novaya sistema komp'yuternogo upravleniya prot-sessom flotatsii [New system of computer-assisted flotation control]. Obogashchenie rud. 2007, no 1, pp. 45—48. [In Russ].
7. Ganbaatar 3., Gezegt SH. Sovershenstvovanie protsessov izmel'cheniya medno-molibdenovykh rud na OF GOKa «Erdenet» [Improvement of copper-molybdenum ore milling at processing plant of Erdenet Mining Corporation]. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2003, no 1, pp. 66—68. [In Russ].
8. Ziyadanogullari R., Aydin F. New application for flotation of oxidized copper ore. J. of Minerals & Materials Characterization & Engineering. 2005. Vol. 4, No. 2, pp. 67—73.
9. Zanin M., Ametov I., Grano S., Zhou L., Skinner W. A study of mechanisms affecting molybdenite recovery in a bulk copper/molybdenum flotation circuit . Int. J. Mineral Processing. 2009. Vol. 93. Pp. 256—266.
10. Pestryak I. V. Modelirovanie i issledovanie fiziko-khimicheskikh protsessov pri konditsionirovanii oborotnykh vod [Modeling and analysis of physicochemical processes during recycling water conditioning]. Fiziko-tekhnicheskie problemy razrabotki poleznykh iskopaemykh. 2015, no 4, pp. 143—150. [In Russ].
11. Schena G. D., Gochin R. G. Application of engineering economics methods to decision making in mineral processing. Proceedings of XIX International Mineral Processing Congress, San Francisco, 1995. Littelton, Colorado, USA. 1995. Vol. 1, pp. 267—272.
12. Morozov V., Bokanyi L., Ulitenko K. et al. Modern systems and model-based algorithms for automatic control of mineral processing process // Proceedings of 18th Mediterranean Conference on Control and Automation, MED'10. Marrakech, 2010, pp. 237—242.
A
