WWW.DISSERS.RU

БЕСПЛАТНАЯ ЭЛЕКТРОННАЯ БИБЛИОТЕКА

   Добро пожаловать!

 

На правах рукописи

Зоригт  Ганбаатар

Научное обоснование и разработка технологии переработки труднообогатимых медно-молибденовых руд зоны

тектонических нарушений

Специальность 25.00.13 «Обогащение полезных ископаемых»

Автореферат диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук

Москва  2011

Работа выполнена на Совместном Монголо-Российском предприятии «Эрдэнэт» и

в ФБ ГОУ ВПО Московский государственный горный университет.

Научный консультант

доктор технических наук,

профессор Морозов Валерий Валентинович

Официальные оппоненты:

доктор технических наук,

Петров Игорь Михайлович,

доктор технических наук,

профессор Манцевич Марк Яковлевич,

доктор технических наук,

профессор Старчик Леопольд Петрович,

Ведущая организация –

ФБ ГОУ ВПО «Уральский государственный горный университет»

Защита состоится 27 марта 2012 г. в 14 часов  на заседании диссертационного совета Д 212.128.08 при Московском государственном горном университете (МГГУ) по адресу: 119991, Москва, ГСП-1, Ленинский проспект 6.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке МГГУ.

Автореферат разослан  ____________ 2012 г.

Ученый секретарь

диссертационного совета,

доктор технических наук        Шек Bалерий Михайлович

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

       

Актуальность проблемы разработки эффективной  технологии переработки медно-молибденовых руд зоны  тектонических нарушений обусловлена в первую очередь тем, что такие руды составляют значительную часть разведанных и эксплуатируемых месторождений. Вовлечение в переработку руд зоны тектонических нарушений ведет к значительному снижению технико-экономических показателей обогащения, что обусловлено существенными отличиями в их минеральном составе, структуре и физико-механических свойствах. Важным резервом повышения эффективности обогащения труднообогатимых руд является вскрытие причин снижения технико-экономических показателей и применение научно обоснованных схем и режимов рудоподготовки и флотации, учитывающих особенности вещественного состава и технологических свойств руд.

К месторождениям с высокой долей тектонически нарушенных руд относятся, в частности, месторождения «Песчанка», «Агасырское», Кударинское рудопроявление в Бурятии, Каджаранское месторождение в Армении, «Эрдэнэтийн-Овоо» в Монголии. Для метасоматически измененных руд характерны нарушения структурной целостности рудной массы, сопровождающиеся процессами окисления, вторичного оруднения, окварцевания, серитизации и др. При разработке таких месторождений метосоматически измененные руды чередуются с неизмененными порфировыми рудами, что затрудняет их селективную выемку и переработку.

Перспективным путем решения проблемы повышения эффективности процессов рудоподготовки и флотации являются разработка и применение новых технологических схем и режимов, а также автоматизированных систем управления, использующих результаты опережающей диагностики элементного, минерального и гранулометрического состава, а также технологических свойств обогащаемых руд.

Важным условием оптимизации процессов обогащения является определение совокупности научно обоснованных параметров сортности руд, базирующихся как на геолого-минералогических особенностях их состава и строения, так и на особенностях технологических режимов рудоподготовки и флотации отдельных сортов руд. Другим необходимым условием выбора эффективных режимов обогащения является установление закономерностей обогащения основных типов руд, позволяющих сделать обоснованный выбор схем и параметров технологических режимов процессов измельчения и флотации.

Необходимым условием эффективной эксплуатации разработанных схем и технологических режимов процессов рудоподготовки и флотации является применение надежных систем автоматизированного контроля, использующих научно обоснованный комплекс методов опережающей диагностики вещественного состава  и свойств перерабатываемых руд.

Методологической основой совершенствования переработки труднообогатимых руд с применением оперативного комплексного анализа их вещественного состава и технологических свойств являются результа­ты глубоких исследований процессов рудоподготовки и флотационного обогащения, зна­чительный вклад в развитие которых внесли: В.И. Ревнивцев, С.Б. Леонов, О.Н. Тихонов,  В.А. Арсентьев, О.С. Богданов, Ш. Отгонбилэг, В.А. Чантурия, А.А. Абрамов, В.М. Авдохин, В.А. Бочаров, Л.А. Вайсберг, В.Е. Вигдергауз, А.М. Десятов, В.З. Козин, М.И. Манцевич, В.В. Морозов, В.П. Мязин, К.И. Федотов, В.Б. Чижевский и другие российские и зарубежные ученые.

Цель работы – разработка и применение научных основ переработки труднообогатимых медно-молибденовых руд зоны тектонических нарушений для увеличения эффективности горно-обогатительного производства путем повышения извлечения ценных компонентов, качества концентратов, сокращения расхода электроэнергии и флотационных реагентов.

Идея работы заключается в применении комплексного метода диагностики вещественного состава, технологических свойств перерабатываемых руд для управления их качеством в процессах транспортирования и рудоподготовки, при выборе схем и технологии процессов измельчения и флотации, при разработке систем автоматического регулирования, обеспечивающего за счет более точной оценки и учета сортности обогащаемых руд повышение эффективности их обогащения.

       Методы исследований. В работе использованы физические и химические методы анализа элементного, минерального, фракционного, гранулометрического и фазового состава руды, концентратов и промпродуктов; методы анализа ионно-молекулярного состава жидкой фазы пульпы; методы лабораторных, полупромышленных и промышленных исследований процессов дробления, измельчения и флотации;  методы измерения расходов и плотности руды и пульпы; энергозатрат на процессы дробления и измельчения. Применены математические методы моделирования, методы  статистического и регрессионного анализа, методы  системного анализа и экспертных оценок.

Основные положения, вынесенные на защиту:

1. Научно-обоснованная классификация  медно-молибденовых  руд  зоны тектонических нарушений, включающая пять основных типов: 1 - массивные первичные руды; 2 - смешанные руды с интенсивной вторичной сульфидизацией; 3 – смешанные окисленные руды; 4 – смешанные серитизированные руды; 5 - бедные пиритизированные руды.

2. Закономерности измельчения и флотации смешанных серитизированных медно-молибденовых руд со значительной степенью метасоматических преобразований.

3.        Комбинированный радиометрический метод опережающей диагностики элементного, минерального и гранулометрического состава  и оценки сортности медно-молибденовых  руд.

4.        Гибкие схемы и технологические режимы управления качеством и обогащения медно-молибденовых руд переменного состава, использующие оперативную информацию о сортности перерабатываемых руд.

5.        Способы и системы автоматизированного управления процессами измельчения и флотации, использующие комбинированный метод опережающей диагностики вещественного состава, технологических свойств и оценки сортности перерабатываемых руд.

Научная новизна работы.

С использованием научно-обоснованной совокупности характеристических параметров выделены основные типы руд порфировых медно-молибденовых руд зоны тектонических нарушений. Впервые выделен промышленный тип смешанных серитизированных руд со значительной степенью метасоматических преобразований, который характеризуются повышенной массовой долей серицита и кварца (до 70%), крупной вкрапленностью зерен минералов ценных компонентов, повышенной массовой долей окисленных и вторичных сульфидных минералов меди, повышенной адсорбционной способностью к собирателю и пониженной прочностью.

Установлены закономерности и особенности измельчения и флотации смешанных серитизированных руд со значительной степенью метасоматических преобразований, которые вскрывают причины их трудной обогатимости, заключающиеся в интенсивном переизмельчении зерен сульфидных и окисленных минералов меди, высокой флотируемости породообразующих минералов, повышенных расходах собирателя, что обосновывает необходимость применения специальных схем и режимов их измельчения и флотации.

Разработанный новый метод комбинированной опережающей диагностики вещественного состава и технологических свойств руд, включает радиометрический анализ кусковых фракций на конвейере в диапазонах рентгеновского и видимого диапазонов светового излучения, анализ элементного, минерального и гранулометрического состава, вкрапленности ценных компонентов и обеспечивает эффективную и оперативную оценку сортности руды поступающей на обогащение.

Разработанные схемы и режимы переработки медно-молибденовых руд зоны тектонических нарушений предполагают управление качеством и совместную переработку близких по технологическим свойствам руд в рациональных условиях: первичных массивных и бедных пиритизированных руд по технологическому тракту с применением операций дробления, шарового измельчения и многостадиальной классификации, а всех типов смешанных руд – по технологическому тракту с применением операций полусамоизмельчения, коллективной флотации сульфидов с отдельным флотационным промпродуктовым циклом.

Разработанные способы и системы автоматизированного управления процессами обогащения с использованием параметров сортности перерабатываемых руд впервые используют результаты опережающей комбинированной диагностики элементного, минерального и гранулометрического состава, вкрапленности минералов ценных компонентов и прочности руд и обеспечивают адаптивную настройку процессов измельчения и флотации.

Научное значение работы заключается в разработке научных основ переработки труднообогатимых медно-молибденовых руд зоны тектонических нарушений, заключающихся в обеспечении рациональных режимов раскрытия и разделения минеральных комплексов различных технологических сортов руд на основе применения методов комплексной опережающей диагностики их вещественного состава и технологических свойств при управлении качеством добываемой руды, выборе и  совершенствовании схем, технологических режимов и систем автоматического регулирования процессами измельчения и флотации.

Практическое значение работы. Разработаны принципиальные схемы и технологические режимы, системы автоматизированного управления процессами измельчения и флотации, обеспечивающие эффективную переработку труднообогатимых медно-молибденовых руд с использованием методов опережающей диагностики их вещественного состава, технологических свойств и оценки сортности.

       Реализация работы. Разработанные технологические схемы, режимы и автоматизированные системы управления процессами измельчения и коллективной флотации прошли опытно-промышленную проверку и внедрены на обогатительной фабрике СП "Эрдэнэт", где обеспечили повышение извлечения ценных компонентов, качества концентратов, сокращение расходов реагентов и электроэнергии. Экономический эффект от внедрения результатов работы составил 3923,2 тыс. долларов США.

       Апробация работы. Основное содержание работы и отдельные ее положения докладывались и обсуждались на 16 научных конференциях и форумах, в т.ч. Научных семинарах в рамках "Недели горняка", МГГУ, Москва,  2002-2010 гг.; конгрессах обогатителей стран СНГ, МИСиС, Москва, 2003-2010 гг., международных конференциях «Плаксинские чтения», 2010, 2011 гг., международных конференциях и конгрессах (Кейптаун, 2003 г., Шанхай, 2004 г., Нанси, 2004 г., Стамбул, 2006 г., Сеул 2008 г., Пекин, 2009 г., Вина-дель-Мар, 2009 г., Марракеш, 2010 г., Острава, 2011 г.), научных семинарах НТС СП «Эрдэнэт» и кафедры «Обогащение полезных ископаемых» МГГУ.

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 26 печатных работах, в т.ч. 17 статей в изданиях по перечню ВАК.

       Объем работы. Диссертация состоит из введения, семи глав, заключения и 2-х приложений, содержит  46  рисунков, 38 таб­лиц и список литературы из 234 наименований.

Основное содержание работы

1. Классификация технологических типов медно-молибденовых руд и обоснование принципиальной схемы обогащения

Месторождение Эрдэнэ­тийн-Овоо представляет собой крупный медно-молибденовый штокверк, сформированный в гранодиорит-порфирах третьей фазы и частично во вмещаю­щих их гранодиоритах и квар­цевых диоритах ранних фаз позднепермского Cеленгинского комплекса. Распреде­ление оруднения носит неравномерный, но непре­рывный характер. Интенсивность оруднения зату­хает от центра к периферии и на глубину. Главным полезным компонентом является медь, а попутными — молибден, серебро, рений и сера. Сульфидные минералы пред­ставлены в основном пиритом, халькопиритом, сфалеритом и молибденитом.

Анализ вещественного и минерального состава руды проводили на пробах, отобранных с участков добычи и из руды, поступающей на обогащение, с использованием стандартных методик. Результаты исследований показали, что в пределах месторождения прослеживается вер­тикальная минеральная зональность. Зона окисления и выщелачивания составляет по глубине до 60—80 м, а в зоне метаморфических и метасоматических изменений (центрального разлома) достигает глубины 170—200 м. Содержание меди в зоне окисления и выщелачивания составляет до 0,8 %, сте­пень ее окисления — от 30 до 58 %. Участки вторич­ного сульфидного оруднения наблюдаются по всей площади месторождения. Зона распространения смешанных руд не имеет четкой нижней границы и плавно переходит в первичные руды.

С уменьшением глубины залегания рудного тела от 1540 (верхняя отметка карьера) до 1150 м (нижняя отметка карьера) содержание меди уменьшается с 0,87 до 0,46 %, содержание молибдена существенно не изменяется. Доля вторичных медных минералов уменьшается с 65 до 20 %, первичных увеличивается с 28 до 65%, окисленных уменьшается с 6 до 2,5 %. В пределах месторождения также прослеживается вер­тикальная минеральная зональность, связанная с обеднением руд минералами меди и молибдена к боковым границам штокверка. В периферийных участках наблюдается преобладание пирита (до 3,5:1) над другими сульфидными минералами.

Результаты стереологического анализа образцов руд с различных горизонтов показывают, что со снижением отметки залегания с 1540 до 1150 м происходит симбатное уменьшение вкрапленности всех сульфидных минералов меди и соответственно среднего диаметра зерен всех минеральных форм меди (рис.1а). Аналогичным образом снижается крупность зерен пирита и молибденита.

Рис.1. Зависимости изменения вкрапленности и размера зерен медных минералов в исходной (а) и измельченной (б) руде от глубины залегания:1 - халькопирит; 2 - халькозин, ковеллин; 3 - окисленные минералы; 4 -средняя крупность медных минералов

Зона тектонических разломов (нарушений) развита на месторождении повсеместно, в центральной и юго-восточной его частях попадает в контуры отработки. Ее вертикальная мощность колеблется от первых десятков метров до 80 м, ширина в зоне Центрального разлома достигает 150-170 м. Зону слагают выветренные каолинизированные, серицитизированные и окварцованные породы пятнистого внешнего облика с неравномерно распределенной вторичной и реликтовой первичной минерализацией.

В зоне тектонических нарушений сосредоточены блоки метасоматически измененных руд с нарушенной структурой, характеризующиеся массивным замещением первичных породообразующих минералов кварцем, серицитом, хлоритом, а также интенсивным протеканием процессов окисления и вторичной сульфидизации. Эти руды в меньшей степени подчиняются закономерностям вертикальной и горизонтальной зональности и характеризуются относительно близкими свойствами вне зависимости от глубины залегания (коэффициент вариации вещественного и минералогического состава  3,2-9,5%). Содержание меди зависит от интенсивности метасоматического изменения пород, которая определяется содержанием свободного кремнезема. Чем выше массовая доля свободного кремнезема, тем интенсивнее проявлен кварц-серицитовый метасоматоз и тем больше содержание общей меди.

В участках метасоматически измененных руд средняя крупность зерен рудных минералов в 1,5-2 раза превышает соответствующее значение для массивных порфировых руд и относительно стабильна вне зависимости от глубины залегания. 

Анализ результатов стереологического анализа фракций измельченной руды показывает, что крупность зерен и включений всех минералов меди в пульпе остается пропорциональной исходной вкрапленности и обратно пропорциональной глубине, с которой была добыта руда (рис.1б). Средняя крупность зерен халькопирита вдвое превышает соответствующее значение для зерен и включений вторичных сульфидов меди, и в 2,2 раза - окисленных минералов меди, что обусловлено большей прочностью и, соответственно, меньшей измельчаемостью  зерен халькопирита относительно зерен окисленных и вторичных сульфидных минералов меди.

Прочность руды со снижением отметки залегания увеличивается и составляет на отметке 1150 м 1,35-1,55 от соответствующего значения на отметке 1540. В зоне метасоматически измененных руд их прочность в 1,35-1,6 раза меньше, чем соответствующее значение для массивных порфировых руд и несущественно изменяется с  глубиной залегания.

Метасоматически измененные руды зоны тектонических нарушений характеризуются пространственно-обособленным расположением в разрабатываемом месторождении, однако их селективная выемка невозможна вследствие чередования  со слоями неизмененных массивных сульфидных руд. В отсутствие возможности посортовой добычи переработки руд оптимальным направлением повышения эффективности обогатительных процессов становится сочетание процессов рудоусреднения и опережающей диагностики сортности руды в потоке.

При значительном количестве измеряемых характеристик руд необходимо выбрать ограниченное количество параметров, на основании которых возможно проведение оценки сортности. Выбор характеристических параметров руд проводился по результатам корреляционного анализа с позиции их максимального влияния на технологические показатели, в качестве которых рассматривались извлечение меди и молибдена в коллективный концентрат, содержание меди и молибдена в коллективном концентрате, энергозатраты на измельчение. В качестве граничного значения коэффициента корреляции было выбрано значение в 0,35. Полученные результаты позволили выбрать в качестве характеристических признаков основных типов руд следующие параметры: массовые доли меди (0,44), молибдена (0,45), железа (0,41), окисленных минералов меди (0,47), вторичных (0,40) и первичных сульфидов меди (0,41), пирита (0,37), молибденита (0,36), вкрапленность минералов меди (0,47), крепость (0,38).

Для месторождения «Эрдэнэтийн-Овоо» в предыдущие годы эксплуатации выделялись четыре типа руд: 1 - массивные первичные руды; 2 - смешанные руды с интенсивной вторичной сульфидизацией; 3 – смешанные окисленные руды; 4 - бедные пиритизированные руды. С учетом вовлечения в переработку руд из существенно метасоматически измененных блоков предложено выделить пятый тип руды - смешанные серитизированные руды.  Основанием для выделения последнего типа руд послужили принципиально отличающиеся его технологические характеристики: меньшая прочность, крупнозернистая вкрапленность, высокая поглотительная способность по отношению к собирателям и вспенивателям, высокая флотоактивность породообразующих минералов.

Для получения характеристических признаков «образов» «типовых руд» были собраны разовые геологические пробы с экстремальными значениями параметров:

-        для массивных первичных руд – максимальной массовой долей халькопирита;  для смешанных руд с интенсивной вторичной сульфидизацией – максимальной массовой долей вторичных минералов и молибдена; для смешанных окисленных руд – с максимальной массовой долей окисленных медных минералов;  для смешанных серитизированных руд - с максимальной долей метасоматически привнесенных минералов (серицита, кварца и каолина) и с минимальной прочностью; для бедных пиритизированных руд – с максимальным соотношением железо/медь при минимальной массовой доле меди.

В результате усреднения данных опробования были получены образы «типовых» руд, средние значения характеристических признаков которых приведены в табл.1.

Таблица 1

Средние значения параметров для отобранных проб «типовых» руд

Параметр руды

Массивные первичные руды

Смешанные вторичн. руды

Смешанные окисленные руды

Смешанные серитизир. руды

Бедные пиритизир. руды

1

Масс. доля меди, %

0,50

0,70

0,65

0,68

0,42

2

Масс. доля молибдена, %

0,015

0,026

0,020

0,024

0,012

3

Масс. доля железа, %

2,27

1,75

1,95

2,4

2,32

4

Масс. доля окисл. минер. меди, %

0,041

0,048

0,097

0,087

0,032

5

Масс. доля втор. минер. меди, %

0,23

0,76

0,45

0,34

0,14

6

Масс. доля халькопирита, %

1,83

1,36

1,45

1,.44

0,55

7

Масс. доля молибденита, %

0,051

0,069

0,061

0,048

0,039

8

Масс. доля серицита, %

6,5

9,3

8,4

34,8

7,9

10

Крепость руды

17,5

15,4

12,8

10,4

18,0

11

Средний размер зерен. минер. меди, мкм

95,0

145,0

136,5

158,2

91,5

12

Поглотит. способность к собирателю,%

66,3

85,0

88,1

89,2

55,5

 

Поскольку все типы руд характеризуются пространственно-обособленным расположением в разрабатываемом месторождении, наблюдаются значительные колебания состава и свойств руды в рудном теле. Непостоянство состава и свойств руды по фронту отработки рудного тела обуславливает существенную варьируемость параметров руды, поступающей на обогащение (табл.2).

Таблица 2

Характеристики распределения параметров вещественного и минерального состава медно-молибденовых руд после операции крупного дробления

№№

Параметр руды

Интервал варьирования

Среднее значение

Коэфф-т вариации,%

1

Масс. доля меди, %

0,35 – 0,98

0,51

12,4

2

Масс. доля молибдена, %

0,012-0,036

0,025

15,5

3

Масс. доля железа, %

1,40-2,59

2,22

7,1

4

Масс. доля окисл.минер.меди,%

0,03-0,12

0,075

18,3

5

Масс. доля втор.минер.меди, %

0,19-0,78

0,42

17,3

6

Масс. доля перв.минер.меди, %

0,44-1,95

1,19

13,5

7

Масс. доля молибденита, %

0,025-0,075

0,053

15,9

8

Масс. доля сериц. и сланцев, %

0,54-1,82

1,16

12,6

10

Дробимость, %

32,4 – 62,3

47,4

8,2

11

Сред. вкрапл. минер. меди, мкм

72,2 – 143,0

113,3

9,9

       

Высокая варьируемость параметров руды, поступающей на переработку, приводит к снижению технологических показателей. Для оценки степени влияния нестабильности вещественного состава руды на показатели процесса обогащения был проведен динамический статистический анализ, предполагающий установление связей между  параметрами нестабильности (динамичности) входных характеристик рудопотока и выходными показателями обогатительного процесса. При математической обработке в качестве критерия нестабильности входного параметра была выбрана величина коэффициента вариации массовой доли меди и степени окисленности медных минералов (по анализам частных часовых проб) за период отбора сменной пробы.

Полученные результаты показали, что при сохранении общего характера зависимостей технологических показателей от параметров вещественного и минерального состава руды увеличение варьируемости параметров (коэффициента вариации Kv) вызывает снижение средних значений извлечения меди на 1,5-3% (рис.2а,б), что обосновывает необходимость применения методов усреднения при формировании рудопотока  и транспортировке руды на обогатительную фабрику.

Рис.2. Зависимости извлечения меди в коллективный медно-молибденовый концентрат от содержания меди в руде (а) и от окисленности медных минералов (б)  при коэффициенте вариации (Kv) содержания меди в часовых пробах: 1 – от 7,5 до 9%; 2 – от 9 до 12%; 3 – от 12 до 14%

С другой стороны, полное усреднение руды ведет к смешиванию руд различных технологических сортов. Результаты анализа опыта переработки первичных и смешанных медно-молибденовых руд показали, что при их смешивании наблюдается отрицательный синергетический эффект, заключающийся в увеличении потерь ценных компонентов и снижении качества получаемых концентратов. Как видно из рис. 3а, смешивание первичных и смешанных руд ведет к заметному (на 5-6%) снижению извлечения меди и молибдена в коллективный концентрат.

Рис.3. Зависимость извлечения меди и молибдена при флотации смеси первичных и смешанных медно-молибденовых руд от состава (а) и степени окисленности медных минералов (б): 1 – извлечение меди; 2 – извлечение молибдена, - область начала проявления отрицательного синергетического эффекта

Анализ полученных результатов с использованием в качестве критерия сортности степени окисленности медных минералов показывает, что превышение 3,5-4%-ного уровня ведет к резкому снижению технологических показателей флотации (рис 3б). Ограничение доли смешанных руд в общем потоке перерабатываемой руды может быть достигнуто путем выделения потока всех типов смешанных руд и их последующей отдельной переработки. Для реализации такого подхода необходимо как применения систем опережающей диагностики вещественного состава и оценки сортности руд, так и разработки рациональных технологических режимов их подготовки и обогащения.

Закономерности раскрытия минеральных комплексов руд различных технологических сортов

Выявление различий в раскрытии компонентов полиминеральных комплексов  различных типов руд проводилось путем сравнения характеристик фракционного состава при варьировании условий измельчения. Для проведения исследований измельченная проба выделенных сортов руд 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 под микроскопом с использованием компьютеризированного алгоритма.

При проведении укрупненных лабораторных исследований были испытаны режимы измельчения, позволяющие достичь крупности руды от 17,5 до 85,0% кл. -74 мкм. При продолжительном измельчении всех типов руд наблюдается постепенное уменьшение крупности зерен в минеральных фракциях и более равномерное распределение минеральных зерен по различным классам крупности (рис.4а).

Рис.4. Гранулометрические характеристики минералов меди в массивной первичной (а) и смешанной серитизированной (б) 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  85% кл. -74  мкм

Отмечено, что в грубоизмельченной руде (17-30% кл. -74 мкм) средний размер зерен сульфидов меди как в массивной первичной, так во всех типах и смешанных руд значительно меньше среднего размера частиц руды (соотв. 37 и 45% от dср). В руде, подготовленной к коллективной флотации, средний размер зерен минералов меди в массивной первичной и нарушенной серитизированной руде составляет 59 и 64% соответственно от среднего размера частиц руды. При увеличении степени измельчения до 80% кл. -74 мкм средние крупности зерен медных минералов составляют 61 и 67% соответственно от среднего размера частиц руды.

Различный размер вкрапленности минералов приводит к существенно отличающемуся уровню раскрытия сростков в измельченных массивных сульфидных и нарушенных смешанных рудах. Наиболее трудно раскрываются минеральные комплексы массивных первичных и бедных пиритизированных руд. При крупности измельчения 67% по классу -74 мкм степень их раскрытия составляет 81-82,5%, в то время как для  смешанных руд – 86 - 88,5%.

С увеличением продолжительности измельчения происходит раскрытие полиминеральных комплексов и  одновременное  замельчение зерен сульфидных минералов. Относительная доля зерен медных минералов 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 (рис.5а). При этом доля меди в раскрытых зернах увеличивается до 96% (рис.5б).

Рис.5. Зависимости степени раскрытости минералов меди (а) и их выхода в шламовые фракции (б) от крупности измельчения: 1 - массивные первичные руды; 2 - смешанные руды с вторичной сульфидизацией; 3 – смешанные окисленные руды; 4 – смешанные серитизированные руды; 5 - бедные пиритизированные руды

Сопоставление данных рис. 5а и 5б показывает, что область коллективной флотации (измельчение до 67% кл.-74 мкм), в которой достигается 80-84%-ное раскрытие медных минералов, соответствует области значительного увеличения выхода переизмельченных фракций минералов меди (5,6-9,4%). Характерно, что все типы смешанных руд отличаются от массивных первичных и бедных пиритизированных руд большей интенсивностью (на 25-35%) переизмельчения минералов меди (рис.5б). Это обусловлено тем, что в процессе раскрытия комплексов медных минералов с пиритом и породными минералами неизбежно происходит более интенсивное измельчение менее твердых вторичных и окисленных минералов меди и их преимущественная концентрация в мелких классах измельчаемой руды.

Из полученных результатов следует вывод, что для смешанных руд требуется использование отличающихся режимов и схем процесса измельчения и классификации, обеспечивающих наряду с  раскрытием сростков одновременный вывод минеральных фракций флотационной крупности. 

Для вторичных и первичных руд наибольшая эффективность раскрытия и разделения достигается путем оптимизации гранулометрического состава шаровой загрузки мельниц, достигаемой путем удаления  фракции измельчающей среды крупностью до 0,3 от размера шаров исходной крупности, обеспечивающей  увеличение выхода продуктивного класса -160 - +5 мкм на 4,0%. Результаты проведенных исследований показали, что введение операции удаления магнитной фракции из измельченной руды обеспечивает как повышение технологических показателей (снижение выхода класса -5 мкм на 2,5%), так и увеличение межремонтного срока при эксплуатации насосно-классифицирующего оборудования (на 40%).

Предлагаемым путем оптимизации флотофракционного состава измельченных руд является применение многоступенчатых схем классификации. Оценка эффективности процесса классификации при измельчении сульфидных руд проводилась путем сравнения характеристик фракционного состава при варьировании условий классификации. В качестве варьируемого параметра использовали количество стадий классификации в схеме измельчения. Анализ представленных на рис. 6а,б зависимостей показывает, что при использовании многостадиальной классификации в руде и в минеральных фракциях отмечается снижение на 20-30 отн. % содержания переизмельченных классов (-5 мкм) и на 5-10% - содержания крупных, недоизмельченных зерен (+160 мкм).

Выход минералов меди в продуктивный класс крупности (-160 +5 мкм) увеличивается на 7% для двухстадиальной схемы и на 9,5% для трехстадиальной схемы. Полученные результаты обосновывают эффективность применения развитых схем для процессов измельчения и классификации массивных сульфидных и смешанных руд.

Рис. 6. Гранулометрические характеристики руды (а) и халькопирита (б) при классификации с использованием: одностадиальной (1), двустадиальной (2) и трехстадиальной (3) схем классификации

3. Закономерности флотации минеральных компонентов из различных технологических сортов руд

Выявление различий во флотируемости минералов  проводилось путем сравнения параметров фракционного состава получаемого концентрата и хвостов при варьировании условий флотации. Анализ зависимостей величин извлечений отдельных классов крупности вторичных и первичных минералов меди от степени измельчения, показывает, что они носят экстремальный характер, обусловленный снижением извлечения шламистых частиц (- 5мкм) и крупных зерен минералов (+ 100 мкм) при переизмельчении или недоизмельчении руды. Результаты фракционного анализа показали, что основные потери ценных компонентов при флотации смешанных серитизированных руд связаны с переизмельченными классами медных минералов (до 53%). Значительная часть медных минералов (до 35%), в первую очередь халькопирита, теряется в виде свободных зерен, что свидетельствует о неоптимальности применяемого реагентного режима. Потери молибдена также преимущественно связаны с мелкими классами крупности (до 54,7%).

Исследования особенностей взаимодействия минералов различных типов руд с реагентами собирателями проводилось на примере реагента AeroMX-5140  (аллиловый эфир ксантогеновой кислоты). По окончании флотационного опыта проводился замер остаточной концентрации реагента с применением экстракционно-спектрофотометрической методики.

Результаты исследований показали, что зависимости величины остаточной концентрации собирателя от его расхода для всех типов руд носят схожий характер. Наименьшей поглотительной способностью к собирателю обладают массивные первичные и бедные пиритизированные руды. Поглотительная способность смешанных руд в интервале рабочих расходов собирателя 8-12 г/т выше в 1,5-1,8 раза, чем для первичных руд (рис. 7а).

Результаты флотационных опытов показали, что повышенная сорбционная способность смешанных руд является негативным фактором, вызывающих снижение извлечения меди в концентрат относительно массивных первичных руд на 25-30% (рис. 7б). Характерно, что максимальное извлечение меди в концентрат достигается при существенно отличающихся расходах собирателя и относительно близких его концентрациях.

Рис.7. Зависимости извлечения меди в коллективный медно-молибденовый концентрат концентрат при флотации различных типов руд от концентрации (а) и расхода (б) собирателя: 1 - массивные первичные руды; 2 - смешанные руды со вторичной сульфидизацией; 3 – смешанные окисленные руды; 4 – смешанные серитизированные руды; 5 - бедные пиритизированные руды

При совместной флотации сплошных первичных и вторичных руд наблюдается снижение извлечения халькопирита, которое обусловлено перераспределением собирателя и его преимущественным закреплением на вторичных сульфидах меди. Учитывая склонность вторичных сульфидных минералов к переизмельчению и концентрированию в мелких классах крупности уже на первых стадиях измельчения, а также их повышенную флотируемость, целесообразно при обогащении смешанных руд использовать схемы, предполагающие выделение концентрата в два потока. В первом потоке создаются условия для флотации раскрытых зерен преимущественно вторичных сульфидов меди, во втором – халькопирита и сростков.

Результаты флотационных опытов, проведенных в лабораторных условиях по замкнутым схемам (рис.7а), показали, что максимум извлечения меди в концентрат достигается для массивных первичных и бедных пиритизованых руд достигается при большей степени измельчения (70-71% класса – 74 мкм), чем для смешанных руд (66-67% класса – 74 мкм). Характерно, что при большей степени измельчения наблюдается снижение качества коллективного концентрата, преимущественно за счет извлечения в него шламовых фракций (рис.8б).

Рис.8. Зависимости извлечения (а) и содержания меди в концентрате коллективной флотации от крупности измельчения:

1 - массивные первичные руды; 2 - смешанные руды с вторичной сульфидизацией; 3 – смешанные окисленные руды; 4 – смешанные серитизированные руды; 5 - бедные пиритизированные руды

Результаты анализа минерального состава коллективного медно-молибденового концентрата показали, что при переработке  смешанных руд всех типов массовая доля меди в концентрате существенно изменяется и составляет от 11,5% (для серитизированных руд) до 14,6% для руд с вторичной сульфидизацией. Значительное снижение качества медно-молибденового концентрата при флотации смешанных серитизированных руд обусловлено высоким извлечением породообразующих минералов, в первую очередь серицита и хлорита. Добавление извести не позволяет снизить флотируемость серицита, но приводит к потере минералов меди, находящихся в сростках с пиритом. Поэтому  представляется целесообразным ведение процесса медно-молибденовой флотации в коллективном режиме при невысокой щелочности среды, обеспечивающей максимальное извлечение всех фракций медных минералов. Задачу удаления из коллективного концентрата пирита и флотоактивных породообразующих минералов целесообразно решить в селективном цикле после проведения операции доизмельчения и десорбции собирателя.

Полученные результаты показали, что переизмельчение всех типов смешанных руд вызывает снижение извлечения в коллективный концентрат меди и молибдена и качества получаемого концентрата, что обосновывает вывод о целесообразности измельчения массивных и смешанных руд при отличающихся режимах: до крупности - 67,5% класса -74 мкм для смешанных руд и 70% класса -74 мкм - для массивных сульфидных руд. Повышенная флотируемость породообразующих минералов и аномально высокая адсорбционная способность обосновывает необходимость применения специальных режимов флотации смешанных серитизированных руд, предполагающих применение реагентов, обеспечивающих удаление шламовых фракций породообразующих минералов из коллективного концентрата.

4. Разработка комплексного радиометрического метода опережающей диагностики вещественного состава и оценки сортности руд

Исследованиями, проведенными в МГГУ (2004-2010 гг.), была установлена возможность оценки сортности перерабатываемой руды на основе результатов измерений элементного состава исходной руды и продуктов ее флотационного обогащения. Однако существенными недостатками испытанной системы являлись невысокая точность определения параметров минерального состава, в частности степени окисленности руды, и невозможность оценки массовых долей породообразующих минералов.

Задача повышения точности определения сортности руды может быть решена на основе применения комплексных методов, предполагающих одновременное измерение минерального и вещественного состава руды, а так же ее гранулометрических характеристик и размера вкрапленности минералов меди.

На обогатительной фабрике ГОКа «Эрдэнэт» разработаны новый способ и система опережающей диагностики руды на базе рентгенофлюоресцентного анализатора элементного состава и системы видео-имидж-анализа минерального состава. Система видео-имидж-анализа обеспечивает получение интегрированного цифрового видеоизображения руды, формирующегося с помощью современных телеметрических и программно-технических средств. Система позволяет получить информацию в реальном времени о минералогическом составе руды и о типе руды. Система также позволяет получить данные по гранулометрическому составу руды, поступающей в операцию измельчения, и характеру вкрапленности минералов.

Система видео-имидж-анализа включает установленные над лентой транспортера источники освещения и считывающую цифровую видеокамеру (рис.9).

Рис. 9. Схема системы подготовки и видео-имидж-анализа руды (а) и изображение установки для получения видеоизображения (б): 1 – бункер мелкодробленой руды; 2 – питатель; 3 – конвейер; 4 – приемный бункер мельницы; 5 – установка для подготовки руды к анализу; 6 – источник светового излучения; 7 – приемник отраженного светового излучения

Особенностью системы видео-имиж-анализа руды является отсутствие сложных средств отбора проб и их доставки в анализатор, что исключает сопутствующие при этом технические проблемы и повышает надёжность работы системы в целом. Для исключения влияния на качество видеоизображений внешних факторов и повышения устойчивости измерений, над конвейером устанавливается дождевальная установка слабой интенсивности.

Сутью метода видео-имидж-анализа является проведение минералогического анализа и оценки сортности руд на основе обработки изображений руды в видимой части спектра. В базу данных системы были внесены видеоизображения всех известных минералов месторождения «Эрдэнэтийн – Овоо». Путем программной обработки были созданы компьютерные образы (эталоны) этих минералов. Спектральные характеристики  минералов в видимом диапазоне волнового излучения, представленные на рис.10, являются источником информации при проведении видео-имидж-анализа.

Следующим этапом было создание спектральных характеристик (видеообразов) основных технологических сортов руд, перерабатываемых на обогатительной фабрике. Благодаря свойству аддитивности цифровых изображений, спектральная характеристика отдельного типа руды может быть представлен как средневзвешенное значение от спектральных характеристик составляющих минералов.

Прямое получение изображений кусковых фракций дробленой руды позволяет  получить информацию о характере и размере вкрапленности рудных минералов.

Рис. 10. Цветовой спектр минералов меди и молибдена в рудах (в видимой области спектра): 1 – халькопирит; 2 – лазурит; 3 – тунгусит?; 4 – борнит; 5 – молибденит; 6 – азурит; 7 – куприт; 8 – малахит; 9 - самородная медь

На основе спектрального минералогического анализа производится определение массовой доли окисленных минералов, первичных и вторичных сульфидов меди, пирита, кварца, серицита, слюды, и других минералов, присутствие которых характеризует сортность руды. Степень окисленности руды определяется по соотношению массовой доли меди в окисленных минералах и общей массовой доле меди, рассчитываемому как отношение приведенной интегральной интенсивности спектральных характеристик окисленных минералов к общей интенсивности спектральных характеристик всех медных минералов.

Задача определения сортности поступающей на переработку руды состоит в определении ее схожести с основными технологическим типами руд. В качестве первичной информации системы анализа используются показания рентгенофлюоресцентных анализаторов вещественного состава и показания датчиков видео-имидж-анализа. В качестве дополнительной информации – показания датчиков расхода руды и энергии в процессах дробления и измельчения.

Расчет сортности руды осуществлялся с применением  многокритериального метода расчёта принадлежности (аналога метода Парето). Область нахождения искомого решения (область Парето) в нашей задаче представлена образами типовых руд. Руда представляется в виде смеси пяти типов руд, при этом в руде определяется вклад (массовая доля) каждого типа руды. Математическая часть системы обеспечивает расчет сортности поступившей руды по шести или более значимым параметрам руды (например, по содержанию меди, молибдена и железа в руде, массовой доле окисленных минералов меди, вторичных сульфидных минералов меди в руде, первичных минералов меди и серицита). При наличии необходимых средств и методов измерений можно использовать другие параметры руды: например гранулометрический состав, дробимость или измельчаемость руды. 

Решение многокритериальной задачи заключается в нахождении доли принадлежности расчетной точки к определённому множеству точек на плоскости (двумерное пространство) или в любом другом «пространстве». Суть расчёта долей принадлежности руды к определённому типу состоит в том, что для поступившей руды можно определить степень «сходства» каждому из известных  5-х типов руды, и пропорционально этой степени установить доли, которые каждый из 5-х типов руды составляет в поступившей на переработку руде. Для этого сначала определяется удаленность от точки, координаты которой соответствуют параметрам руды, поступившей на переработку, до каждой из точек, координаты которых соответствуют типам, руд, выделенных технологами в качестве базовых. Затем при помощи расчетных уравнений, после проведения операций нормирования и оценки значимости параметров, определяются искомые значения массовых долей типовых руд в руде,  поступающей на переработку.

Нормированная величина отклонения (Si) параметров смеси руд (Zn) от параметров типовых руд (Zni) рассчитывается по формуле:

Si  = (|Zn-Zni|)/Zni , при i =1-5.  (1)

Нормированные величины схожести параметров смеси руд с параметрами типовых руд рассчитываются по формуле:

Di = 1/ Si, при i =1-5,  (2)

где Si – нормированное отклонение параметров смеси руд от параметров типовых руд.        Расчет массовой доли отдельного типа руды ( i) в смеси руд проводится по формуле:

i = kDi/(kDi), при i =1-5,  (3)

где k -  коэффициенты значимости отдельных измеряемых параметров руды.

Коэффициенты значимости отдельных параметров являются адаптивно настраиваемыми параметрами, исходной базой для корректировки которых является проверочная информация о фактической сортности руды, получаемая по результатам анализа проб, отобранных и проанализированных с применением классических методик.

Операция определения сортности повторяется через заданный промежуток времени. Конечные результаты анализа сортности перерабатываемой руды имеют вид временных зависимостей, представленных на рис.11 и отражающих изменение состава перерабатываемой руды.

Рис.11. Временная зависимость состава руды текущей добычи: 1 - массивные первичные руды; 2 - смешанные руды с вторичной сульфидизацией; 3 – смешанные окисленные руды; 4 – смешанные серитизированные руды; 5 - бедные пиритизированные руды

5. Разработка схемы и технологических режимов рудоподготовки при обогащении медно-молибденовых руд

       Процесс управления качеством руды осуществляется на стадиях добычи и транспортирования руды (рис.12). В нем предусматриваются как управление усреднением руды в потоке, так и разделением первичного потока на потоки преимущественно сульфидных и преимущественно смешанных руд.

Рис.12. Алгоритм управления качеством руды на стадиях добычи и обогащения

Задачи оперативной диагностики элементного состава руды и продуктов обогащения решаются с применением рентгенофлюоресцентных анализаторов. Для решения задачи диагностики минерального состава и технологических свойств руд был применен метод видео-имидж-анализа дробленной руды.

Принципиальная схема обогащения медно-молибденовых руд месторождения «Эрдэнэтиин-Овоо» включает организацию рудопотоков в соответствии с качеством исходного сырья (рис.13).

Рис. 13. Принципиальная схема формирования потока руды текущей переработки как смеси руд определенных технологических сортов и расположения точек опробования технологических продуктов: ИЗ – измельчаемость руды, ВК – вкрапленность ценных компонентов

Первый рудопоток (рис.13) формируется из первичных массивных руд и бедных пиритистых руд. Обоснованием является наименьший отрицательный синергетический эффект при совместной переработке таких руд, обусловленный близкими физико-химическими свойствами и вкрапленностью минералов ценных компонентов. Второй рудопоток формируется из смешанных руд (окисленных, вторичных и серитизированных). Эти руды характеризуются близкой вкрапленностью ценных компонентов, повышенной адсорбционной способностью относительно флотационных реагентов и близкими физико-механическими свойствами.

Первый поток направляется на схему рудоподготовки, включающую операции крупного, среднего и мелкого дробления и шарового измельчения. Непосредственно в операции дробления предусмотрено автоматическое регулирование ширины разгрузочной щели дробилок КМД 3000 Т-2П в соответствии с результатами видео-имидж-анализа крупности дробленой руды. При ведении процесса в замкнутом цикле с операцией грохочения и при автоматическом поддержании размера разгрузочной щели в диапазоне 8,5 – 10,5 мм было достигнуто увеличение выхода «продуктивного» класса крупности дробленой руды (–12 - +2 мм) с 76,2 до 80,0 %.

Второй поток (смешанных руд) направляется на схему рудоподготовки, включающую операцию крупного дробления и операции полусамоизмельчения и классификации. Измельченная руда обеих секций проходит стадию коллективной флотации на раздельных секциях с объединением получаемых коллективных концентратов и разделением на медный и молибденовый концентрат на общей секции. При проведении операций измельчения и флотации поддерживаются специально подобранные режимы, обеспечивающие рациональное вскрытие минеральных комплексов и флотацию.

Применение схемы переработки смешанных руд по отдельному тракту привело к повышению извлечения меди и молибдена на 0,3 и 1,1% соответственно, что обеспечило достижение экономического эффекта в 1,2 млн. долларов США.

Для обеспечения  раскрытия тонковкрапленных сульфидных руд на обогатительной фабрике ГОКа «Эрдэнэт» была разработана и применена схема двустадиального измельчения, предполагающая использование многоступенчатой операции классификации. Усовершенствованная схема (рис.14) 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.

Результаты фракционного анализа (табл.3) подтвердили данные лабораторных исследований и показали, что применение разработанной схемы позволяет увеличить выход продуктивного класса (+5 - -160 мкм) с 74,8 до 80,7% за счет снижения выхода как недоизмельченных (+160 мкм), так и переизмельченных фракций (- 5 мкм).

Рис. 14.  Разработанная схема измельчения и многоступенчатой классификации медно-молибденовой руды

Внедрение двухстадиальной схемы измельчения массивных первичных и бедных пиритизированных руд с применением многопродуктовой классификации с применением трехпродуктовых гидроциклонов 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%. В конечном итоге, для всей схемы обогащения при сохранении качества товарного медного концентрата было достигнуто повышение извлечения меди и молибдена на 0,18 и 0,24% (табл. 3). 

Таблица 3

Технологические показатели  обогащения первичных руд при внедрении схемы измельчения с применением трехступенчатой классификации

Наименование продуктов

Проектная схема

Двустадиаль-ная схема

Разраб. схема с многопрод. классиф.

Содержание кл. +200 мкм, %

12.21

8,9

7,8

Содержание кл. +160 мкм, %

14,7

10,5

10,2

Содержание класса -80 мкм, %

64.1

66.7

69,5

Содержание класса –5 мкм, %

10,5

10,0

9,0

Содерж. класса +5-160 мкм, %

74,8

79,50

83,20

Извлеч.меди в товар. конц-т, %

83,50

83,72

85,4

Извлеч.молиб. в товар. конц-т, %

27,8

28,20

31,3

Производ. мельницы, т/ч

245

275

280

Преимуществом внедряемой схемы измельчения в сравнении с проектной схемой является возможность получения тонкоизмельченного слива (до крупности 70% кл. -74 мкм) с оптимальным грансоставом для флотации при меньшем ошламовании минералов ценных компонентов и повышении  производительности мельниц.

Внедрение усовершенствованной схемы отделения рудоизмельчения на обогатительной фабрике ГОКа "Эрдэнэт"  позволило повысить извлечение меди в коллективный концентрат в среднем на 0,88% и производительность рудных мельниц на 10-15%.

Применение операции самоизмельчения для смешанных руд пониженной прочности не позволяет достичь высокой производительности. Для интенсификации процесса самоизмельчения смешанных руд было предложено загружать в мельницу шары. Результаты проведенных промышленных исследований показали, что добавление 8-13% шаров (от объема барабана) при проведении необходимой реконструкции мельницы ММС 90Х36 обеспечивает увеличение производительности корпуса самоизмельчения на 30-40%.

Результаты продолжительной промышленной эксплуатации показали, что оптимальная шаровая загрузка мельниц самоизмельчения составляет 80-90 т  или 10,5-12% от объёма барабана. Внедрение полусамоизмельчения на СП "Эрдэнэт" обеспечило увеличение переработки руды в 1,3 раза и позволило снизить эксплуатационные расходы за счет вывода из схемы рудоподготовки операции додрабливания фракций критических классов крупности.

Внедрение разработанных схем и режимов измельчения руд с применением трехпродуктовых гидроциклонов и технологии полусамоизмельчения дало экономический эффект в размере 784 тыс. долларов США в год.

5. Разработка схем и технологических режимов флотации при обогащении медно-молибденовых руд

Для обогащения смешанных руд 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 минералов меди различной флотируемости.

Спроектированная схема включает две основные медно-молибденовые флотации, концентраты которых направляются  на последующую селективную флотацию (рис.15). 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 20% меди и без перечисток направляется в цикл селекции.

Рис. 15. Схема флотации смешанных медно-молибденовых руд:

СБ –собиратель, СН – сернистый натрий, ВС – вспениватель, СаО - известь

Хвосты первой основной медно-молибденовой  флотации направляются на вторую основную медно-молибденовую  флотацию. Сюда подается 25% от общего расхода собирателя. При этом концентрация  извести поддерживается на пониженном уровне до 400-450 мг/л. В таких условиях успешно флотируется халькопирит и сростки халькопирита с пиритом. 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 12-13% меди и направляется в цикл селекции.

Испытания схемы стадиальной коллективной медно-молибденовой флотации 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 халькопирита (табл.4).

Таблица 4.

Извлечение минеральных фракций при флотации медно-молибденовых руд

Минералы

Масс. доля в руде,%

Извлечение минеральных фракций,%

по схеме с одним потоком коллект. к-та

по схеме с двумя потоками коллект. к-та

Cu-Mo к-т

Cu к-т

Cu-Mo к-т

Cu 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.медн.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

Предлагаемым путем повышения эффективности обогащения потока смешанных медно-молибденовых руд является совершенствование узла доизмельчения и флотации промпродуктов схемы коллективной флотации. С этим технологическим циклом связано около 15% потерь меди и 30% потерь молибдена, что в первую очередь связано с концентрирование в промпродуктах фракций труднофлотируемых фракций минералов и сростков. 

В схему промпродуктовой флотации была введена операция перечистной промпродуктовой флотации и изменены точки возврата в схему продуктов операций основной, контрольной и перечистной промпродуктовой флотации. Применение перечистной промпродуктовой флотации является широко распространенным приемом, причем, как правило, концентрат  перечистной промпродуктовой флотации направляется в готовый коллективный концентрат, а хвосты – в операцию классификации и доизмельчения промпродуктового цикла.

Однако, как было установлено нашими исследованиями, при крупности доизмельчения 80-82%  класса – 74 мкм этот продукт представлен в основном фракциями раскрытого молибденита, пирита и сростками пирита с халькопиритом и его доизмельчение нецелесообразно. Полученные результаты промышленных исследований позволили обосновать  целесообразность изменения схемы путем направления камерного продукта перечистной промпродуктовой флотации в первую перечистку коллективного концентрата (рис. 16), характеризующуюся более мягкими условиями флотации крупных зерен молибденита.

Рис. 16. Схема основных операций коллективного и промпродуктового циклов обогатительной фабрики ГОКа «Эрдэнэт» при обогащении смешанных руд

Изменение схемы флотации сульфидных руд позволило оптимизировать значения технологических параметров процесса. За счет снижения щелочности среды удалось сократить расходы собирателя и извести (табл.5).

Таблица 5

Технологические параметры цикла коллективной - промпродуктовой флотации при испытаниях и внедрении новой схемы и технологического режима

Показатели

Технологический режим

Исходный

Внедренный

Расход собирателя ВК-901, г/т

12,5

12,0

Расход дополнительного собирателя ДТ, г/т

5,0

5,0

Расход вспенивателя, г/т

15,0

15,0

Расход извести, кг/т

2,1

1,9

рН в основной коллективной флотации

10,3

10,1

рН в основной промпродукт. флотации

10,42

10,15

Содержание класса – 74 мкм в питании коллективной флотации, %

69,5

69,5

Содержание класса – 74 мкм в питании промпродуктовой флотации, %

78,0

80,5

Анализ зависимостей изменения извлечений металлов при варьировании содержания в твердой фазе пульпы класса крупности –74 мкм показал, что область оптимальных значений крупности составляет для меди 78 – 81% содержания класса -74  мкм;  для  молибдена  –  от 81  до  84%.  Однако  при  росте  содержания  класса -74 мкм более 82% наблюдается скачкообразное увеличение извлечения в концентрат пирита, что снижает качество концентрата и эффективность процесса в целом. С учетом полученных результатов область оптимальных значений крупности руды составляет от 78 до 80% класса – 74 мкм. 

Внедрение разработанных схем флотации обеспечивает снижение потерь ценных компонентов на 1,2 – 1,4% и расходов реагентов на 1-1,5% с получением годового экономического эффекта 423 тыс. долларов США.

Основной задачей, решаемой при выборе технологического режима флотации смешанных руд, является выбор номенклатуры и уточнение расходов флотационных реагентов. Для оптимизации реагентного режима было предложено применить в качестве собирателя AeroMX-5140  (аллиловый эфир ксантогеновой кислоты). Основанием для выбора реагента послужило его низкое поглощение породными минералами при высокой собирательной активности относительно всех форм минералов меди и молибдена. С учетом действующего реагентного режима  были проведены опыты с применением смеси реагентов AeroMX-5140 и ВК-901В при значении рН 10,0-10,1 и при расходе вспенивателя МИБК 15 г/т.

Анализ результатов опытов, частично приведенных в табл. 6, показал, что максимальное  извлечение меди  и молибдена в коллективный концентрат при флотации смешанных руд достигается при соотношении расходов АeroMX-5140 и ВК-901В, близких к 1:1.

Таблица 6

Результаты наилучших лабораторных опытов для выбора собирателей

Продукты

 

Содержание,%

Извлечение,%

Параметры флотации

Cu

Mo

Fe

Cu

Mo

Fe

К-т осн.

12.98

0.575

25.01

83.55

78.60

27.37

рН-10,1,

AeroMX 5140 -16 г/т,

МИБК -15 г/т

ВК-901В -15 г/т  

К-т контр.

1.62

0.079

9.09

7.42

7.69

7.09

К-т общ.

8.25

0.369

18.387

90.97

86.29

34.45

Хв-ты

0.056

0.004

2.39

9.03

13.71

65.55

Всего

0.580

0.027

3.413

100.00

100.00

100.00

К-т осн.

10.70

0.494

27.8

80.07

70.53

40.21

рН-10,1,

AeroMX 5140 -15 г/т,

ВК-901В -16 г/т  

МИБК -15 г/т

К-т контр.

1.76

0.127

14.25

10.43

14.36

16.32

К-т общ.

6.75

0.332

21.812

90.50

84.89

56.53

Хв-ты

0.06

0.005

1.42

9.50

15.11

43.47

Всего

0.582

0.031

3.011

100.00

100.00

100.00

Результаты опытов по уточнению реагентного режима доводки коллективного концентрата также показали, что максимальное извлечение меди и молибдена в одноименные концентраты получено по реагентному режиму с подачей ВК-901 в операцию перефлотации коллективного концентрата.

С целью определения оптимальных условий разделения полученного медно-молибденового концентрата в условиях высокой флотируемости породообразующих минералов были проведены опыты по схеме прямой  молибденовой флотации. В качестве собирателя было использовано дизельное топливо, для депрессии сульфидов меди применяли сернистий натрий.

Для депрессии породообразующих минералов в операции доводки коллективного медно-молибденового концентрата применяли жидкое стекло и реагент Cyquest. При подаче 25 г/т реагента-депрессора Cyquest были получены высокие технологические показатели. Так, при сохранении извлечения меди в медный концентрат на уровне 87,4% (от руды), удалось повысить содержание меди в концентрате с 22,5 до 23,9%. Полученные результаты позволили рекомендовать реагентный режим молибденовой флотации с применением в качестве депрессора реагента Cyquest.

Результаты укрупненных лабораторных исследований на обогатительной фабрике ГОКа «Эрдэнэт показали, что дальнейшее повышение технико-экономических показателей флотации смешанных руд может быть достигнуто с применением в цикле селекции подачи газообразного азота, обеспечивающего снижение расхода сернистого натрия на 15-30% при снижении потерь меди и молибдена в разноименные концентраты. По результатам проведенных экспериментов запланированы промышленные испытания технологии молибденовой флотации с применением газообразного азота.

В результате внедрения нового реагентного режима флотации с применением реагентов AeroMX-5140 и  Cyquest достигнуто повышение извлечения меди и молибдена соответственно на 0,33 и 0,45% с экономическим эффектом 470 тыс. долларов США.


7. Разработка системы и алгоритма управления процессами измельчения

Оптимизация процесса измельчения достигается поддержанием сочетания максимальной производительности технологического комплекса и заданного гранулометрического состава измельченной руды, обеспечивающего эффективную флотацию ценных минералов. Используемые средства измерения и контроля параметров процессов измельчения и классификации, представленные на рис.17, обеспечивают непрерывный мониторинг и управление процессами измельчения и классификации.

Рис.17. Основные подсистемы управления процессами измельчения и классификации медно-молибденовой руды: 1 – регулирования расхода руды; 2 – регулирования расхода воды в мельницу; 3 – регулирования расхода воды в зумпф; 4 – регулирования уровня пульпы в зумпфе; 5 - измерения загрузки барабана мельницы; 6 – измерения потребляемой мощности приводом мельницы; 7 - измерения давления пульпы на входе в гидроциклон; 8 –измерения крупности твердого в разгрузке гидроциклона

Для управления процессом измельчения была разработан алгоритм с использованием  простых и сложных критериев, ранжированных по важности и принципу воздействия на процесс. Для работы системы управления в наиболее эффективной области пространства технологических параметров используется структура алгоритма управления, представленная на рис.18.

Рис.18. Обобщенная структурная схема алгоритма управления технологическим процессом измельчения

Алгоритм управления содержит ограничительные, стабилизационные, регулирующие и оптимизационные блоки. Основные  блоки (контуры) представлены в табл. 7 и расположены в порядке убывания их важности (высший иерархический уровень – 1, низший – 3). Критерии, используемые при регулировании технологического процесса в отдельных блоках алгоритма, имеют вид граничного значения параметра, разрешенного интервала варьирования параметра или оптимального значения параметра (табл. 7).

Таблица 7

Основные контуры системы управления технологическими процессами измельчения и классификации

Название контура

Критерии

Принцип регулирования

Иерарх.  уровень

Ограничительные

1

Предупреждение перегрузки мельницы

Мб Мбmax

Недопущение  перегрузки мельницы рудой

1

2

Предупреждение перегрузки  зумпфа

Нп   Нпmax

Недопущение перелива пульпы из зумпфа

1

3

Предупреждение опорожнения зумпфа

Нп Нпmin

Недопущение полного опорожнения зумпфа

2

4

Предупреждение нарушения водного режима измельчения

Qв/м Qв/м min

Qв/м Qв/м max

Недопущение нарушения транспортной функции

3

Стабилизационные

5

Стабилизация производительности мельницы по руде

Qp Qp min

Qp Qp max

Стабилизация классифицирующего и флотационного передела

2

6

Стабилизация плотности слива гидроциклона

Rc Rcmin

Rc Rcmax

Стабилизация классифицирующего и флотационного передела

2

7

Стабилизация напора на входе гидроциклона

Ргц Ргцmin

Ргц Ргцmax

Стабилизация классифицирующего и флотационного передела

2

Регулирующие и оптимизационные

8

Регулирование соотношения руда-вода в мельнице

Qв/м= Qp / Rм

Стабилизация плотности пульпы в мельнице

2

9

Регулирование крупности твердого

= -74з

Поддержание крупности измельчения в соответ-ствии с сортностью руды

3

10

Оптимизация производительности мельницы

dМб/dQp 0

dAм/dQp 0

Оптимизация степени заполнения барабана мельницы

3

Для работы отделения измельчения и классификации в наиболее эффективных субкритических режимах без риска перехода в аварийные режимы используется иерархическая структура алгоритма управления, которая обеспечивает взаимосвязанное функционирование систем регулирования производительности мельниц и водных режимов измельчения и классификации.

Контур регулирования нагрузки по руде обеспечивает поддержание заданного оптимального расхода руды в мельницу. При работе контура регулирования расхода воды поддерживаемое значение соотношения руда-вода в загрузке мельницы задается технологом или оптимизационными системами регулирования.

Для функционирования контура регулирования водного режима процесса классификации технолог устанавливает допустимые границы измеряемых технологических параметров процесса классификации в виде минимального и максимального значений плотности пульпы и уровня пульпы в зумпфе питания гидроциклона. Оптимальная крупность измельчения (содержание класса – 74 мкм в измельченной руде) задается системой оптимизационного управления верхнего уровня в соответствии с сортностью перерабатываемой руды.

Данный контур регулирования относится к третьему уровню, поэтому система работает при выполнении условия нахождения связанных параметров процесса второго и первого уровня в разрешенном интервале значений.

Испытания разработанной системы и алгоритма управления проводились на обогатительной фабрике ГОКа «Эрдэнэт» в 2009-2010 гг. в режиме чередования интервалов простого стабилизационного регулирования и оптимизационного автоматического управления.

При использовании разработанных систем и алгоритма управления процессом измельчения удалось повысить извлечение меди  и молибдена в одноименные концентраты на 0,4 и 0,5 % соответственно. Защита от аварийных ситуаций при работе системы и алгоритма автоматического регулирования также обеспечивает повышение производительности мельницы и сокращение расхода электроэнергии на 3,4%. Повышение технико-экономических показателей обогащения и увеличение производительности измельчительного передела обеспечило получение годового экономического эффекта в 534 тыс. долларов США.

8. Разработка системы и алгоритмов управления процессом флотации

Первым блоком представленной на рис.19 блок-схемы реализованного в АСУТП обогатительной фабрике ГОКа «Эрдэнэт» алгоритма интеллектуального управления процессами коллективной флотации обеспечивается опережающий мониторинг параметров вещественного состава руды с применением метода рентгенофлюоресцентного анализа и параметров минерального состава руды с применением видео-имидж-анализа.

Рис.19.  Блок-схема алгоритма интеллектуального управления режимом измельчения и коллективной флотации

Управление процессами осуществляется в автоматическом или полуавтоматическом режиме и предполагает выбор оптимальных решений на основе обработки информации о сортности руды. Выбор оптимальных технологических режимов производится на основе обработки технологической информации за предшествующие промежутки времени, в которых перерабатывалась руда схожего состава.

В массив расчетных данных включены расходы реагентов, переработка руды, крупность измельчения и т.д. В наиболее простом случае упрощенные уравнения для расчета расходов реагентов, учитывающие сортность перерабатываемой руды имеют следующий вид:

Расход извести: LD = d1LD1 + d2LD2 + d3LD3 + d4LD4 + d5LD5,  (4)

Расход собирателя: CD = d1CD1 + d2CD2 + d3CD3 + d4CD4+d5CD5,  (5)

Расход вспенивателя: FD = d1FD1+ d2FD2+ d3FD3+ d4FD4  + d5FD5, (6)

где: LD1 , LD2 , LD3 , LD4,  LD5 -  расход извести для руды типа 1,2,3,4,5,

CD1, CD2, CD3, CD4, CD5,- расход собирателя для руды типа 1,2,3,4,5,

FD1, FD2, FD3, FD4, FD4 - расход вспенивателя для руды типа 1,2,3,4,5.

d1, d2, d3, d4, d4 -  доля руд типа1,2,3,4, 5 в руде текущей добычи.

При расчете расходов реагентов учитываются эффекты аддитивного влияния при совместной переработке руд различных технологических типов.

Второй блок обеспечивает прием и анализ информации от датчиков измерения параметров процессов измельчения и флотации: крупности измельчения, плотности пульпы, степени загрузки барабана мельницы, расхода электроэнергии, расхода реагентов, уровней пульпы во флотомашинах и зумпфах и др. параметров.

Алгоритм управления предусматривает автоматическую регистрацию и хранение технологической информации истории процесса за 2 года: записываются данные входного параметрического поля - параметры питания флотации и текущие технологические параметры и данные соответствующего выходного поля - технологические показатели.

В третий блок алгоритма программы входят подпрограмма «Poliflot», обеспечивающая оценку сортности перерабатываемой руды, и подпрограмма «Gransostav», рассчитывающая степень измельчения, необходимую для  эффективного раскрытия минеральных комплексов.

В четвертом блоке алгоритма управления программа «Sinus» осуществляет подготовку массива исходных данных и сравнение «исторических» временных комбинаций входных, промежуточных технологических параметров и выходных показателей, наблюдавшихся для опознанного текущего вещественно-минерального состава руды. Набор технологических параметров, обеспечивающий получение наилучших выходных показателей в прошлом, принимается как рациональный режим операций измельчения и флотации для настоящего момента.

Выбранный в четвертом блоке алгоритма оптимальный технологический режим определяет характеристики задания по управляемым параметрам процессов измельчения и классификации, а также процесса флотации. Выбранные технологические параметры процессов передаются пятым и шестым блоком в локальные системы автоматического регулирования в виде функций – задатчиков.

В системе прямого цифрового управления дозированием реагентов устанавливается иерархическая структура, в которой расчетные уравнения 4,5,6 используются для задания базовых расходов, а подсистема «Sinus» выдает рекомендации по корректировке расходов реагентов с учетом сложившейся производственной ситуации.

Испытания разработанного способа управления процессом измельчения и коллективной флотации проводились на 5-й секции обогатительной фабрики СП «Эрдэнэт» в 2010-2011 гг. Результаты продолжительных испытаний показали эффективность разработанного способа и системы. Проведенными испытаниями показано, что разработанная система автоматизированного управления процессом коллективной флотации на основе комплексного радиометрического анализа руды обеспечивает повышение извлечения меди на обогатительной фабрике СП «Эрдэнэт» на 1,4 %, молибдена на 2,0 %, сокращение расхода собирателя и вспенивателя на 3-5% (табл.8).

Таблица 8

Технико-экономические показатели флотации медно-молибденовой руды с использованием системы управления по сортности руды

Условия испытаний

Извлечение меди в

конц-т; %

Извлечение молибдена в конц-т; %

Содержание меди в конц-те; %

Содержание молибдена в конц-те; %

1

Промышл. испытания без управления

83,1

36,8

22,0

48,0

2

Промышл. испытания с управлением

84,5

38,8

22,2

49,5

Годовой экономический эффект от внедрения разработанных систем интеллектуального управления режимами измельчения и коллективной флотации составил 412 тыс. долларов США.

Суммарный годовой эффект от использования разработанных схем, технологических режимов, систем автоматизированного управления процессами измельчения и флотации составил в 2010 г. 3923 тыс. долларов США.

Заключение

В диссертационной работе дано новое решение актуальной научной проблемы обоснования и разработки технологии переработки труднообогатимых медно-молибденовых руд зоны тектонических нарушений с применением опережающего контроля их состава и технологических свойств, обеспечивающее повышение извлечения ценных компонентов, качества концентратов, сокращение расходов реагентов и электроэнергии.

Основные результаты, полученные лично автором, заключаются в следующем:

1. Обоснована совокупность характеристических параметров медно-молибденовых руд, включающая характеристики элементного состава: массовые доли меди, молибдена и железа; минерального состава: массовые доли окисленных и сульфидных минералов меди и железа, серицита;  технологические свойства: вкрапленность минералов ценных компонентов, прочность, гранулометрический состав, - впервые позволяющая проводить классификацию и оценку сортности медно-молибденовых руд с последующим выбором параметров технологического режима процессов обогащения.

2. Разработана новая классификация основных типов руд, характерная для порфировых медно-молибденовых месторождений зоны тектонических нарушений:

1 - массивные первичные руды; 2 - смешанные руды с интенсивной вторичной сульфидизацией; 3 – смешанные окисленные руды; 4 – смешанные серитизированные руды; 5 - бедные пиритизированные руды. Определена совокупность образов выделенных технологических типов руд в виде значений характеристических параметров вещественного состава и технологических свойств.

3. Разработан новый метод комбинированной опережающей диагностики вещественного, минерального и гранулометрического состава руд, включающий радиометрический анализ кусковых фракций на конвейере в диапазонах рентгеновского и видимого диапазонов светового излучения, при использовании операции очистки поверхности кусков руды. Разработан метод оценки сортности руд с применением многокритериального графо-аналитического расчёта долей принадлежности по шести или более значимым параметрам руды (например, по содержанию меди, молибдена и железа, массовой доле отдельных типов минералов меди и серицита в руде),  обеспечивающий оценку сортности руды, формируемой из пяти базовых технологических типов.

4. Установлены закономерности и особенности измельчения и флотации смешанных серитизированных руд со значительной степенью метасоматических преобразований, заключающиеся в интенсивном переизмельчении зерен сульфидных и окисленных минералов меди, высокой флотируемости породообразующих минералов, повышенных расходах собирателя при флотации. Установленные закономерности вскрывают причины их трудной обогатимости и обосновывают необходимость применения специальных схем и режимов их измельчения и флотации.

5. Обоснована и подтверждена целесообразность разделения общего потока добываемых руд с учетом особенностей их физико-механических свойств, минерального состава и размера вкрапленности ценных компонентов на два технологических потока: 1 – поток массивных первичных и бедных пиритизированых руд; 2 – поток смешанных окисленных руд, смешанных руд с вторичной сульфидизацией и смешанных серитизированных руд нарушенной структуры.. Управление качеством руды обеспечивает поддержание режимов процессов измельчения и флотации в условиях формирования оптимального флотофракционного состава измельченной руды и оптимального реагентного режима для извлечения ценных компонентов.

6. Разработаны и внедрены схемы и режимы обогащения медно-молибденовых руд, предполагающие переработку первичных массивных и бедных пиритизированных руд по технологическому тракту с применением операции дробления, шарового измельчения, многопродуктовой классификации и коллективной флотации; смешанных и нарушенных руд – по технологическому тракту с применением операции полусамоизмельчения, классификации, медно-молибденовой флотации с развитым промпродуктовым циклом, предполагающая  поддержание крупности измельчения и расходов флотационных реагентов, учитывающих особенности перерабатываемых типов руд.

7. Разработан и внедрен рациональный реагентный режим флотации смешанных метосоматически измененных серитизированных руд, предполагающий применение в цикле коллективной флотации смеси реагентов – собирателей при соотношении расходов АeroMX-5140 и ВК-901В близких к 1:1, в операции доводки  собирателя ВК-901В, а в молибденовом цикле флотации для депрессии флотоактивных породных минералов реагента Cyquest при расходе 25 г/т, обеспечивающий повышение извлечения меди и молибдена, соответственно, на 0,33 и 0,45%, качества медного концентрата на 1,4%.

8. Разработаны способ и система интеллектуального автоматического регулирования процессов измельчения и классификации, использующая опережающую информацию о сортности и технологических свойствах перерабатываемой руды, применяющая принцип критериальной оценки устойчивости и эффективности технологического процесса. Внедрение разработанной системы обеспечивает от снижения потерь ценных компонентов на 0,4 – 0,5% и расхода электроэнергии на 3,5-5%.

9. Разработаны и внедрены способ и система автоматического регулирования процесса флотации, использующие оперативную информацию о сортности перерабатываемой руды и использующие принципы адаптивной настройки технологических процессов флотации на основе накопленной информации об условиях и  показателях эффективности технологического процесса. Внедрение разработанной системы обеспечивает снижение потерь ценных компонентов на 1,4 – 2% и расходов реагентов на 3-5%.

10. Суммарный годовой эффект от использования разработанных схем, технологических режимов и систем автоматизированного управления процессами измельчения и флотации медно молибденовых руд на обогатительной фабрике СП «Эрдэнэт»» составил в 2010 г. 3923 тыс. долларов США.

Основные положения диссертационной работы опубликованы в следующих печатных трудах:

1. Ганбаатар 3., Дэлгэрбат Л.. Определение алгоритмических зависимостей для контроля и оптимального управления дробилкой КМД-3000Т2-ДП применительно к условиям ДТО ОФ СП «Эрдэнэт» // Новые решения в технике и технологии добычи и переработки руд. -Сб. докл. расш. засед. Межд. науч.-прак. конф., 3-5 окт. 2002 г., Эрдэнэт. - С.208-216.

2. Ганбаатар 3., Дэлгэрбат Л. Результаты разработки и внедрения автоматизированной агрегатно-технологической системы управления работой дробилки КМД-3000Т2-ДП // Новые решения в технике и технологии добычи и переработки руд. -Сб. докл. расш. засед Межд. науч.-прак. конф., 3-5 окт. 2002 г., Эрдэнэт. -С.255-259.

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

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

5. Ганбаатар 3., Гэзэгт Ш. Дэлгэрбат Л. Совершенствование рудоподготовки медно-молибденовых руд // Обогащение руд, 2003. -№8. - С.- 3-5.

6. Ганбаатар 3., Гэзэгт Ш., Сатаев И.Ш. Перспективы использования газообразного азота при флотационном обогащении медно-молибденовых руд на обогатительной фабрике «Эрдэнэт» // Горный журнал, 2003. -№4. - С. 42-46.

7. Наранхуу X., Чертков Ю. А., Ганбаатар З., Гэзэгт Ш. Повышение эффективности обогатительного производства на СП « Эрдэнэт» // Горный журнал, 2004. - №8. – С.51-56.

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

9. Чертков Ю. А., Гэзэгт Ш.,  Ганбаатар З., Ватагин Н.А. Модернизация шаровых мельниц на обогатительной фабрике СП «  Эрдэнэт » // Горный журнал, 2004.  №8. – С.58-62.

10. Гэзэгт Ш., Соколов В. И., Ганбаатар З ., Баатархуу Ж. Совершенствование процесса коллективной медно-молибденовой флотации // Горный журнал, 2004. - №8. – С.63-65.

11. Дэлгэрбат Л., Ганбаатар З.,  Дуда О.М., Система интеллектуального управления процессом коллективной медно-молибденовой флотации в режиме он-лайн // Препринт 11 международного симпозиума ИФАК «Автоматизация в горном деле, обогащении и металлургии», МММ 2004. Нанси. - 2004. – С. 1178-1182.

12. Ганбаатар З. Совершенствование процессов измельчения при переработке медно-молибденовых руд сложного состава // Горный информационно-аналитический бюллетень. -2005. -№ 2. –С.118-121.

13. Ганбаатар З., Соколов В.И. Совершенствование технологии измельчения и классификации смешанных медно-молибденовых руд // Горный информационно-аналитический бюллетень. -2005. -№ 7. -С.320-325.

14. Ганбаатар З., Дэлгэрбат Л., Лхагва Ж., Столяров В.Ф. Опыт совершенствования оборудования для рентгено-спектральной экспресс-лаборатории обогатительной фабрики «Эрдэнэт» // Цветные металлы, 2007. -№9. –С. 66-70.

15. Чертков Ю.А., Ганбаатар З., Рогинец И.И., Гэзэгт Ш., Соколов В.И. Гидрогеологические аспекты обеспечения устойчивости дамбы хвостохранилища ОФ «Эрдэнэт» //  Цветные металлы, 2007. -№9. –С. 60-64.

16. Авдохин В.М., Морозов В.В., Ганбаатар З., Дэлгэрбат  Л. Оптимизация автоматического управления флотационным процессом с применением компьютерных моделей (на англ.) // Труды 27 конгресса по обогащению полезных ископаемых, Пекин. - 2008. -С. 2261-2266.

17. Морозов В.В., Авдохин В.М., Топчаев В.П., Улитенко К. Я.,  Ганбаатар З. Современные алгоритмы и системы для наблюдения и управления процессами измельчения и флотации (на англ) // Труды 17 конгресса по автоматическому управлению, Сеул. - 2008. –С. 667-671.

18. Морозов В.В.,  Ганбаатар З., Дэлгэрбат Л., Гэзэгт Ш., Давлетбаев Х.Г. Оптимизация параметров коллективной и промпродуктовой флотации при обогащении медно-молибденовых руд // Горный журнал, 2009. - №7. – С.66-69.

19. Морозов В.В., Авдохин В.М.,Столяров В.Ф., Ганбаатар З.,  Дэлгэрбат  Л. Управление процессом обогащения медно-молибденовых руд на основе непрерывного рентгенофлюоресцентного анализа руды и пульпы (на англ.) // Материалы конференции «Автоматизация в горном деле, обогащении и металлургии», Мар-дель-плата. - 2009. - С. 1167-1171.

20. Ганбаатар З., Дэлгэрбат Л. Морозов В.В., Николаева Т.С. Управление обогащением медно-молибденовых руд на основе непрерывного рентгенофлюоресцентного анализа руды и пульпы // Материалы международной конференции «Плаксинские чтения», Казань. -2010. –С. 305-308.

21. Ганбаатар З., Зимин А.В., Соловьева Л.М., Назаров Ю.П. Совершенство-вание технологии обогащения медно-молибденовых руд месторождения Эрдэнэтийн-Овоо // Горный журнал, 2010. - №10. – С.34-36.

22. Ганбаатар З., Назаров Ю.П., Полянский М. В. Проектные решения при реконструкции главного корпуса КОО «Предприятие «Эрдэнэт» с применением оборудования ЗАО «НПО РИВС» //  Горный журнал, 2010. - № 10. - C. 87-92.

23. Морозов В.В. Бокани Л.. Улитенко К. Я., Столяров В.Ф.,  Ганбаатар З.,  Дэлгэрбат  Л. Современные системы управления технологическими процессами (на англ.) // Материалы «18-й Средиземноморской конференции по управлению и автоматизации», Марракеш. -2010. –С. 237-242.

24. Ганбаатар З., Дэлгэрбат Л., Дуда А.М., Морозов В.В. Управление обогащением медно-молибденовых руд на основе комплексного радиометрического анализа руды // Материалы международной конференции «Плаксинские чтения», Екатеринбург. -2011. –С.118-121.

25. Ганбаатар З.,  Дэлгэрбат Л., 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.

26. Ганбаатар З., Лодойравсал Ч., Дэлгэрбат Л., Дуда О.М., Морозов В.В. Обогащение медно-молибденовых руд с применением комплексного радиометрического анализа сортности руды // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2011. -№ 11. С.176-182.

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

Подписано в печать  23.12.2011 Формат 60х90/16

Объем 2 п.л. Тираж 100 экз.  Заказ №……..

_________________________________________

Отдел печати МГГУ, Москва,  Ленинский просп.,  6




© 2011 www.dissers.ru - «Бесплатная электронная библиотека»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.