ОБогащение руд. Флотация Учебное пособие

ОБОГАЩЕНИЕ РУД.
ФЛОТАЦИЯ
Учебное пособие
для студентов направления 130400 – «Горное дело»,
специализации 130405 – «Обогащение полезных ископаемых»
Составители Р. Н. Максимов, С. И. Евдокимов
Владикавказ 2014
МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РФ
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение
высшего профессионального образования
«СЕВЕРО-КАВКАЗСКИЙ ГОРНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ ИНСТИТУТ
(ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ)»
Кафедра обогащения полезных ископаемых
ОБОГАЩЕНИЕ РУД.
ФЛОТАЦИЯ
Учебное пособие
для студентов направления подготовки 130400 – «Горное дело»,
специализации 130405 – «Обогащение полезных ископаемых»
Составители Р. Н. Максимов, С. И. Евдокимов
Допущено редакционно-издательским советом
Северо-Кавказского горно-металлургического
института (государственного технологического
университета).
Протокол № 26 от 17.12.2013 г.
Владикавказ 2014
1
УДК 622.7
ББК 33.4
М17
Рецензент
Доктор технических наук, профессор СКГМИ (ГТУ) Солоденко А. Б.
М17
Обогащение руд. Флотация: Учебное пособие / Сост.: Максимов Р. Н., Евдокимов С. И.; Северо-Кавказский горнометаллургический институт (государственный технологический
университет).
–
Владикавказ:
Северо-Кавказский
горнометаллургический институт (государственный технологический
университет). Изд-во «Терек», 2014. 67 с.
УДК 622.7
ББК 33.4
Изложены принципы расчета схем флотационного обогащения. Предназначено в качестве учебного пособия для студентов
специализации «Обогащение полезных ископаемых» при изучении
курса «Обогащение руд», а также при выполнении курсового и дипломного проектов.
Редактор: Иванченко Н. К.
Компьютерная верстка: Кравчук Т. А.
 Составление. ФГБОУ ВПО Северо-Кавказский
горно-металлургический институт (государственный
технологический университет), 2014
 Максимов Р. Н., Евдокимов С, И. Составление, 2014
Подписано в печать 4.03.2014. Формат бумаги 60х84 1/16. Бумага офсетная.
Гарнитура «Таймс». Печать на ризографе. Усл. п.л. 3,9. Тираж 70 экз. Заказ № ____.
Северо-Кавказский горно-металлургический институт (государственный
технологический университет). Изд-во «Терек».
Отпечатано в отделе оперативной полиграфии СКГМИ (ГТУ).
362021. Владикавказ, ул. Николаева, 44.
2
1. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ О ФЛОТАЦИОННОМ
ОБОГАЩЕНИИ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
Флотационные методы обогащения используют различия в физико-химических поверхностных свойствах минералов. Чем меньше линейный размер минеральных частиц, тем больше их удельная поверхность, и тем большее значение в поведении этих частиц имеют их поверхностные свойства.
Для флотационных систем типичны твердые фазы (комплекс минералов, составляющий обогащаемое полезное ископаемое), вода,
применяемые при флотации водорастворимые реагенты и газовая фаза.
В общем виде флотацию можно определить как метод разделения
взвешенных в жидкости относительно мелких частиц разных твердых
фаз друг от друга по их способности прилипать к вводимым в суспензию газовым пузырькам с последующим всплыванием их на поверхность жидкости и образованием пены. Для обеспечения эффективной
флотации необходимо вводить в суспензию различные флотационные
реагенты, усиливающие избирательность и прочность прилипания
минеральных частиц к пузырькам воздуха.
Механизм и природа явлений, лежащих в основе флотации, связаны, прежде всего, с проявлением энергии межмолекулярных сил
притяжения. Наиболее важным является понимание роли поверхностных слоев молекул каждой из фаз флотационной системы.
Мерой интенсивности межмолекулярного взаимодействия каждой фазы является ее полярность, которая, в свою очередь, может характеризоваться величиной удельной поверхностной энергии, диэлектрической постоянной, дипольным моментом, скрытой теплотой испарения, молекулярным давлением и некоторыми другими молекулярными свойствами. Все эти свойства количественно возрастают с
ростом полярности фазы.
Процесс флотации осуществляется в перемешиваемой водной
минеральной суспензии (флотационной пульпе), в которую тем или
иным способом вводят пузырьки воздуха. Частицы плохо смачиваемого водой (гидрофобного) минерала в результате контакта с воздушным пузырьком прилипают к нему и всплывают на поверхность пульпы, образуя пенный слой, непрерывно снимаемый. Частицы хорошо
смачиваемого водой (гидрофильного) минерала при столкновении с
воздушными пузырьками не прилипают к ним и остаются в объеме
пульпы. Обычно пену переводят в полезный минерал, образующий
3
пенный продукт, который в этом случае называют концентратом. Образующийся в объеме пульпы камерный продукт, представленный
природными минералами, называют хвостами (отходами) флотации. В
некоторых случаях рациональнее переводить пену в минералы пустой
породы, а полезные минералы концентрировать в камерном продукте
(обратная флотация); тогда концентратом будет камерный продукт.
Если при флотации получают несколько концентратов (например,
свинцовый, цинковый и др.), то ее называют селективной. В этом случае необходимо не только отделение полезных минералов от пустой
породы, но и выделение каждого из полезных минералов в отдельные
концентраты.
Кроме применения флотации как наиболее известного метода в
обогащении полезных ископаемых, ее используют в гидрометаллургии, пирометаллургии, химической промышленности, геологии, медицине, биологии, сельском хозяйстве и других областях.
4
2. СХЕМЫ ФЛОТАЦИИ
Схемы флотации отличаются по числу стадий и циклов обогащения, по числу перечисток концентрата и контрольных флотаций хвостов в отдельных циклах, по точкам, в которых возвращаются промпродукты в цикл флотации. Число стадий и циклов обогащения составляет наиболее важный отличительный признак, определяющий
принципиальную схему флотации. Последние два признака определяют детали построения схемы флотации внутри отдельных стадий и
циклов обогащения.
Принципиальной схемой флотации называется такое изображение схемы, на котором указаны только стадии и циклы обогащения,
исходные и конечные продукты каждой стадии и цикла. По числу стадий схемы флотации подразделяются на одно-, двух- и многостадиальные.
Каждая стадия обогащения может включать один или несколько
циклов. Например, при одностадиальной схеме флотации монометаллических руд может быть один, два или несколько циклов. В
первом случае схема имеет только две ветви – ветвь перечисток
концентрата и ветвь контрольных флотаций хвостов. Два цикла
появляются в тех случаях, когда руда перед флотацией разделяется на
два продукта – пески и шламы с последующим раздельным их
обогащением или когда промпродукты обогащаются в самостоятельном цикле.
2.1. Принципиальные схемы флотации монометаллических руд
Большинство применяемых на практике принципиальных схем
флотации монометаллических руд может быть сведено к вариантам,
приведенным на рис. 1.
1. Одностадиальные схемы (рис. 1): а – одноцикловая; б – двухцикловая с раздельным обогащением песков и шламов.
2. Двухстадиальные схемы (рис. 2): а – двухцикловая с выделением в первой стадии обогащения отвальных хвотов и бедного концентрата, направляемого во вторую стадию; б – двухцикловая с выделением в первой стадии обогащения кондиционного концентрата и
богатых хвостов, направляемых во вторую стадию; в – двухцикловая с
выделением в первой стадии обогащения кондиционного концентрата,
отвальных хвостов и промпродукта, направляемого во вторую стадию;
5
г – одноцикловая с доизмельчением промпродукта в отдельном приеме и возвращением его в цикл рудной флотации; д – трехцикловая с
выделением в первой стадии обогащения бедного чернового концентрата, промпродукта и основной массы отвальных хвостов. Концентрат и промпродукт поступают в измельчение и далее во вторую стадию обогащения, причем их измельчение и флотация производятся в
отдельных циклах; е – трехцикловая с выделением в первой стадии
обогащения части готового концентрата, части отвальных хвостов и
промпродукта, направляемого в доизмельчение и во вторую стадию
обогащения.
Рис. 1. Варианты принципиальных одностадиальных схем флотации.
3. Трехстадиальные схемы (рис. 3): а – трехцикловая с выделением
в первой стадии обогащения части готового концентрата и богатых
хвостов, направляемых в измельчение и вторую стадию. Во второй
стадии обогащения выделяются вторая часть концентрата, основная
масса хвостов и продукт, направляемый в измельчение и третью стадию
обогащения; б – трехцикловая с последовательным доизмельчением
хвостов.
6
Рис. 2. Варианты принципиальных двухстадиальных схем флотации.
7
Рис. 3. Варианты принципиальных трехстадиальных схем флотации.
8
2.2. Выбор принципиальной схемы флотации
монометаллических руд
Выбор принципиальной схемы флотации монометаллических руд
зависит от характеристики вкрапленности в руде полезного минерала
и способности полезного минерала и пустой породы к ошламованию
при измельчении.
Общее правило: чем больше неравномерна по крупности выделений вкрапленность полезного минерала, и чем больше он шламируется
при измельчении, тем больше оснований для применения стадиального
обогащения.
При проектировании схемы обогащения должен соблюдаться
принцип: извлекать полезный минерал в окончательный концентрат
и удалять пустую породу в хвосты по возможности в крупном виде.
Стадиальное обогащение применяется для того, чтобы не допустить излишнего переизмельчения полезных минералов и пустой породы. Особенно важно избегать тонкого измельчения большого количества пустой породы, что достигается выводом из процесса основной
массы хвостов, по возможности в крупном виде. Если при грубом измельчении руды часть полезного минерала остается в сростках, то эти
сростки должны быть выделены в промпродукт, доизмельчение которого стоит дешевле, чем измельчение всей массы руды.
Число стадий обогащения зависит от характера вкрапленности в
руде полезного минерала и его способности к ошламованию при операциях измельчения. Эта зависимость устанавливается при рассмотрении ряда примеров, встречаемых в практике обогащения.
1. Крупная вкрапленность. Полезные минералы не склонны к
ошламованию. Кондиционные концентраты и отвальные хвосты могут
быть получены при флотации грубоизмельченной руды. Так как полезные минералы не склонны к ошламованию, то при глубоком измельчении вредное влияние ошламования проявится слабо и не вызовет ухудшения технологических показателей при обогащении руды по
одностадиальной схеме. Поэтому руды такого типа должны обогащаться по схеме рис. 1а.
2. Крупная вкрапленность. Полезные минералы легко переизмельчаются. Лучшие результаты обогащения будут получены при
двухстадиальной схеме флотации (рис. 2б) с выделением в первой
стадии части кондиционного концентрата, который тем самым предохраняется от излишнего ошламования. Хвосты первой стадии, содер9
жащие крупные зерна полезного минерала, должны доизмельчаться и
направляться на вторую стадию обогащения.
3. Агрегативная вкрапленность. В практике обогащения часто
встречаются руды, в которых полезный минерал заключен в сравнительно крупные агрегаты, представляющие собой тонкие сростки полезного минерала с другими минералами. Подобный тип вкрапленности имеют молибденитовые и графитовые руды, а также значительная
часть полисульфидных руд.
Для получения чистых концентратов такие руды требуют тонкого
измельчения [1], однако бедные хвосты могут быть получены при
грубом помоле, достаточном для освобождения из сростков крупных
агрегатов. Поэтому следует после грубого измельчения руды выделить основную массу отвальных хвостов и бедный концентрат, который следует направить в отдельный цикл измельчения и далее во вторую стадию обогащения (см. рис. 1а).
В некоторых случаях более высокие технологические показатели
достигаются при обогащении руд с агрегативной вкрапленностью по
двухстадиальной трехцикловой схеме (рис. 1б) предусматривающей
измельчение и флотацию бедного концентрата и промпродукта в отдельных циклах. Это дает возможность более точного подбора условий обогащения, чем и вызывается улучшение технологических показателей.
Подобные схемы типичны для зарубежных фабрик, перерабатывающих медно-молибденовые порфировые руды (рис. 4).
В основном цикле при относительно грубом измельчении до 50–
60 % класса -74 мкм и при малом разжижении снимаются черновой
концентрат и промпродукт и выделяются бедные отвальные хвосты.
Реагентный режим подбирается так, что в пену промпродукта поднимаются крупные и бедные сростки, протекает так называемая "мусорная" флотация, т. е. схема ориентирована на выделение отвальных
хвостов максимально возможной крупности. Черновой концентрат
после доизмельчения подвергается двум-трем перечисткам. Камерный
продукт первой перечистки проходит контрольную операцию, из которой хвосты сбрасываются в отвал, т. е. и в цикле перечистки концентрата предусмотрено извлечение бедных сростков. Промпродукт
доизмельчается и подвергается флотации также с выделением отвальных хвостов. Выделение отвальных продуктов из обоих циклов перечисток концентрата и промпродукта освобождает основной цикл от
обводнения. Относительно крупные хвосты легче использовать для
мокрой закладки в рудник. Грубый помол в голове процесса позволяет
10
применить простые экономичные схемы одностадиального измельчения в мельницах большого объема.
Рис. 4. Варианты схем флотации:
а – одностадиальная; б – одностадиальная одноцикловая;
в – двухстадиальная двухцикловая; г – двухстадиальная одноцикловая.
4. Неравномерная вкрапленность. Наиболее часто встречаются
руды, обладающие неравномерной по крупности вкрапленностью полезных минералов. Уже при сравнительно грубом измельчении такой
руды часть полезного минерала, находящаяся в более крупных выделениях, освобождается из сростков, что дает возможность извлечь ее в
богатый концентрат. Для получения же отвальных хвостов требуется
более тонкое измельчение руды. Руды с подобным типом вкрапленности следует обогащать по двухстадиальной схеме с выделением в первой стадии обогащения части кондиционного концентрата и богатых
11
хвостов, направляемых в доизмельчение и вторую стадию. Применение стадиального обогащения особенно необходимо в тех случаях,
когда неравномерно вкрапленный полезный минерал подвержен сильному ошламованию. Для таких руд может быть принята трехстадиальная схема обогащения с последовательным доизмельчением хвостов (рис. 3б). Если при неравномерной вкрапленности часть полезного минерала представлена чрезвычайно мелкими выделениями, то для
разрушения всех сростков хвосты первой стадии пришлось бы подвергнуть очень тонкому измельчению, что невыгодно. Поэтому с целью экономии на измельчении хвосты первой стадии доизмельчаются
лишь до такой крупности, чтобы получить достаточно богатые сростки для возможности извлечения их в промпродукт. Тогда во второй
стадии обогащения получают три продукта: кондиционный концентрат, в который извлекают свободные зерна полезного минерала;
промпродукт, куда извлекаются сростки; отвальные хвосты. Промпродукт направляется в доизмельчение и в третью стадию обогащения
(рис. 3а). Таким образом, при флотации руд с неравномерной вкрапленностью полезного минерала следует применять двухстадиальные
схемы обогащения, причем если полезный минерал при этом сильно
шламуется, то наиболее экономичными будут трехстадиальные
схемы.
5. Мелкая равномерная вкрапленность. Этот тип вкрапленности
встречается в некоторых порфировых рудах. Если бы при измельчении руды поверхности разлома проходили только по контактам сросшихся минералов, тогда при равномерной вкрапленности освобождение из сростков всех зерен полезного минерала происходило бы одновременно после достижения некоторой определенной степени измельчения. В этом случае одностадиальная схема обогащения такой руды
была бы наиболее рациональной. В действительности вкрапленность
минералов в руде никогда не бывает вполне равномерной, а поверхности излома зерен в процессах дробления и измельчения проходят не
только по контактам сросшихся минералов. Поэтому даже при измельчении руд, обладающих сравнительно равномерной вкрапленностью, освобождение полезного минерала из сростков происходит постепенно, по мере повышения степени измельчения. Так как процесс
раскрытия зерен всегда происходит в некотором диапазоне крупности
измельчения, то в пределах этого диапазона в пульпе содержатся как
свободные зерна полезного минерала, так и сростки. В целях экономии на измельчении и ограничения вредного влияния ошламования
руду с мелкой равномерной вкрапленностью следует измельчать до
12
Рис. 5. Двухстадиальная трехцикловая схема флотации
медно-молибденовых руд.
13
крупности, обеспечивающей освобождение из сростков только части
полезного минерала. Другая же его часть может оставаться в сростках,
если они достаточно богаты для извлечения их в промпродукт, который затем должен направляться в доизмельчение и вторую стадию
обогащения. Для извлечения сростков применяют при флотации сильные коллекторы и вспениватели. Таким образом, для обогащения руд
с мелкой вкрапленностью более выгодными будут двухстадиальные
схемы (рис. 2в, г).
6. Сложная и очень неравномерная вкрапленность. Руды с таким
характером вкрапленности содержат разные по своей величине выделения полезного минерала и агрегаты, представляющие собой тонкие
сростки полезного минерала с другими минералами. Наиболее экономичной для обогащения руд с такой вкрапленностью будет трехстадиальная схема (рис. 3а).
7. Руды, содержащие много первичных шламов и растворимых
солей, вредящих флотации. Первичные шламы иногда обогащаются в
отдельном цикле, чем достигается улучшение показателей обогащения
(рис. 1б). Первичные шламы обычно выделяются после первого приема измельчения в механическом классификаторе или гидроциклоне.
При этом пески классификатора обогащаются более твердыми и тяжелыми минералами. В некоторых рудах первичные шламы обладают
высокой флотационной активностью. В этих случаях прибегают к
предварительной флотации шламов с небольшими добавками вспенивателя. Иногда руды содержат первичные шламы, которые плохо флотируются сами и так вредят флотации, что их после выделения
направляют в отвал. В качестве примера можно указать на схемы флотации железных руд и некоторых неметаллических полезных ископаемых – алунитов, кианитов и фосфоритов.
2.3. Принципиальные схемы флотации полиметаллических руд
При обогащении полиметаллических руд, в зависимости от их состава, могут получаться два, три и более концентратов. Для руд с тремя полезными компонентами можно применить четыре принципиальные схемы флотации (рис. 6): а – прямой селективной; б – частичной
коллективной; в – предварительной коллективной; г – фракционной
коллективной.
Главное различие между этими схемами заключается в числе
циклов, через которые проходит основной поток пульпы (содержащий
пустую породу). В схеме (а) с прямой селективной флотацией хвосты
14
Рис. 6. Принципиальные схемы флотации полиметаллических руд,
содержащих три полезных компонента.
15
выделяются в третьем цикле обогащения, основной поток пульпы
проходит три цикла.
В схемах (б, в) с частично коллективной флотацией основной поток пульпы проходит два цикла обогащения. В схемах (г, д, е) – с
предварительной коллективной флотацией основной поток пульпы
проходит только один цикл обогащения. Главной целью предварительной коллективной флотации является удаление в хвосты пустой
породы по возможности в крупном виде в первом же цикле обогащения. Перед коллективной флотацией не требуется освобождения
сульфидов из сростков друг с другом, а достаточно лишь освободить
сульфидные агрегаты из сростков с пустой породой. Так как полиметаллические руды обладают, как правило, агрегативной вкрапленностью, то коллективную флотацию можно проводить при более грубом
измельчении руды по сравнению с селективной флотацией.
После удаления в цикле коллективной флотации основной массы
пустой породы получается коллективный концентрат [2], представляющий собой богатую полиметаллическую руду, которую можно
дальше обогащать по схеме (а) или по схемам (б, в). Если бы пустая
порода полностью удалялась в хвосты при коллективной флотации, то
не потребовалось бы циклов флотации, указанных на схемах пунктиром. Практически эти циклы необходимы для удаления в хвосты небольшого количества породы, оставшейся в коллективном концентрате, это особенно необходимо, когда выход концентрата III мал. В таких случаях даже небольшое количество оставшейся в коллективном
концентрате породы сильно разубоживает концентрат III.
В схеме (ж) фракционная коллективная флотация дает возможность улучшить результаты обогащения руд, в которых флотационная
активность отдельных разностей одного и того же минерала различна.
Схемы с предварительной коллективной флотацией имеют
экономические преимущества по сравнению со схемами с прямой и
частичной коллективной флотацией. Эти преимущества заключаются
в следующем:
1. Обычно при схемах с предварительной коллективной флотацией руда измельчается до крупности 45 – 55 % класса –74 мкм и тонкому измельчению подвергается только коллективный концентрат,
выход которого невелик, особенно в случае бедных руд. Тогда, как
при схемах с прямой селективной флотацией необходимо измельчение
руды до 60 – 80 % класса –74 мкм. Вследствие этого достигается экономия на измельчении.
2. Расход депрессоров и активаторов меньше.
16
3. Количество потребных флотационных машин меньше.
Величина экономии, получаемой при схеме с предварительной
коллективной флотацией, зависит от характера вкрапленности и содержания полезных минералов в руде. При крупной вкрапленности
экономии на измельчении не будет, так как в этом случае необходимая степень измельчения руды определяется только размером зерен,
которые могут подниматься в пену, и при любой схеме будет одинакова. Для руд с агрегатной вкрапленностью экономия на измельчении
может быть очень значительной (до 30 %).
При богатых рудах выход коллективного концентрата, направляемого в тонкое измельчение и селективную флотацию, будет значительным. Поэтому для богатых и крупновкрапленных руд схема с
предварительной коллективной флотацией дает меньшую относительную экономию, чем для бедных руд с агрегатной вкрапленностью.
Схемы с частичной коллективной флотацией обладают значительно
меньшими экономическими преимуществами по сравнению с полной
коллективной флотацией. Это объясняется двумя причинами: при схемах
с частичной коллективной флотацией вся масса руды подвергается тонкому измельчению для освобождения сульфидов из сростков друг с другом; основная масса руды проходит два цикла флотации, тогда как в схемах с полной коллективной флотацией – только через один цикл.
2.4. Выбор принципиальной схемы флотации
для отдельных типов полиметаллических руд
В зависимости от минерального состава и содержания металлов
полиметаллические руды подразделяют на четыре группы.
Первая группа – сплошные сульфидные руды с высоким содержанием цветных металлов. Эти руды состоят в основном из сульфидов свинца, меди, цинка и железа. Общее содержание сульфидов 75 –
90 %, содержание цветных металлов 6 – 15 %.
Для обогащения руд этой группы обычно применяется прямая
селективная флотация. В тех случаях, когда хвосты флотации достаточно богаты серой и могут быть использованы в качестве сырья для
сернокислотной промышленности, схемы с прямой селективной флотацией наиболее рациональны.
Если содержание пустой породы в руде больше 15 – 20 %, то хвосты селективной флотации будут иметь содержание серы ниже кондиционного. Тогда при равных технологических показателях предпочтение следует отдать схеме с предварительной коллективной флотацией.
17
Вторая группа – сплошные сульфидные руды с низким содержанием цветных металлов и высоким содержанием серы. К этой группе
относятся руды большинства месторождений медисто-цинковистых
пиритов. Содержание меди в медисто-цинковистых пиритах составляет 1 – 2 % и цинка 1 – 2,5 %.
Для обогащения руд этой группы наиболее перспективной является схема с предварительной коллективной флотацией сульфидов
меди и цинка и получением богатых пиритных хвостов.
При пониженном содержании серы в руде хвосты коллективной
флотации будут некондиционными по содержанию серы. В этом случае наиболее выгодной является схема с предварительной коллективной флотацией всех сульфидов.
Третья группа – вкрапленные полиметаллические руды с высоким содержанием цветных металлов. К этой группе относится значительное число руд эксплуатируемых свинцово-цинковых и медноцинковых месторождений. Суммарное содержание меди, свинца и
цинка в рудах этого типа достигает 8 – 15 %. При крупной вкрапленности полезных минералов руды обогащаются по схеме с прямой селективной флотацией. При агрегатной вкрапленности более экономичной будет схема с предварительной коллективной флотацией.
Четвертая группа – вкрапленные руды с низким содержанием
цветных металлов. Суммарное содержание цветных металлов в рудах,
как правило, не превышает 3 – 4 %, а в некоторых случаях – 2 %. Содержание пирита иногда достигает 30 – 40 %. Для обогащения руд
этой группы по экономическим условиям следует применять схемы с
предварительной коллективной флотацией.
2.5. Построение схемы флотации
в отдельных стадиях и циклах обогащения
После выбора принципиальной схемы флотации необходимо дополнительно решить вопрос о числе и последовательности операций в каждом цикле обогащения и выбрать точки возврата промпродукта в цикл.
Число и последовательность операций
в отдельных циклах обогащения
Разнообразие применяемых на практике схем флотации так велико, что нет возможности рассматривать отдельные конкретные случаи.
Простейшим примером цикла обогащения является одна операция
18
флотации. Однако такая простая схема может применяться лишь в тех
случаях, когда в цикле получается только один конечный продукт,
например, когда в первой стадии флотации получается часть готового
концентрата и богатые хвосты, поступающие в измельчение и во вторую стадию обогащения.
Если в цикле обогащения необходимо получить два конечных
продукта – кондиционный концентрат и отвальные хвосты, то применяются более сложные схемы флотации. Развитие схемы может происходить как в направлении увеличения числа контрольных флотаций
хвостов, так и в направлении увеличения числа перечисток концентрата или же в обоих указанных направлениях одновременно.
Направление развития схемы флотации зависит главным образом
от трех условий – содержания полезного минерала в руде, кондиций,
предъявляемых к концентрату, флотационных свойств полезного минерала и вмещающей породы.
Ниже рассмотрены типичные случаи, иллюстрирующие эту зависимость.
1. Высокое содержание полезного минерала в руде, пониженные
кондиции на концентрат, пустая порода не флотоактивна. Может применяться схема флотации (рис. 7) без перечисток концентрата, но с
контрольной флотацией хвостов (одной или двумя) для повышения
извлечения в концентрат полезного минерала. Такая схема часто
встречается на углеобогатительных фабриках, а также на некоторых
фабриках, перерабатывающих богатые руды цветных металлов.
Рис. 7. Схема флотации с контрольной флотацией
хвостов основной флотации.
19
2. Полезный минерал обладает пониженной флотируемостью,
кондиции на концентрат низкие. Сфлотированные минералы нежелательно подвергать перечисткам и следует быстрее выводить из процесса. Схема получит развитие в направлении увеличения числа контрольных флотаций.
3. Низкое содержание полезного минерала в руде, высокие кондиции на концентрат, хорошая флотируемость полезного минерала.
Схема флотации получает развитие в направлении увеличения числа
перечисток концентрата. Примеры использования схем с многократными перечистками концентрата дает практика обогащения молибденовых и графитовых руд.
Схема флотации с одной перечисткой концентрата (рис. 8) применяется в тех случаях, когда не требуется высокой степени концентрации полезного компонента: при бедной руде и низких кондициях
на концентрат, при средних рудах и средних кондициях, при богатых
рудах и высоких кондициях. Такая схема часто встречается в основном цикле флотации медных и в циклах коллективной флотации полиметаллических руд.
Рис. 8. Схема флотации с одной перечисткой концентрата
и одной контрольной флотацией.
Схема с двумя и тремя перечистками концентрата и одной контрольной флотацией (рис. 9) применяется при необходимости получения более высокой степени концентрации полезного минерала или
когда пустая порода обладает повышенной флотационной активностью. Она часто применяется в циклах свинцовой и цинковой флотации при обогащении полиметаллических руд.
20
Рис. 9. Схема флотации с двумя перечистками концентрата
и одной контрольной флотацией.
Точки возврата промпродуктов в цикл обогащения
В зависимости от точек возврата промпродуктов получаются различные варианты схем флотации при одном и том же числе и одинаковой последовательности операций флотации.
На схеме флотации с тремя перечистками концентрата и одной
контрольной флотацией, изображенной на рис. 10, все операции пронумерованы римскими, а продукты – арабскими цифрами. Возможные
направления промпродуктов указаны пунктиром, обязательные направления – сплошными линиями. Хвосты каждой операции перечистки
концентрата могут быть направлены в любую из предшествующих операций, например, продукт 9 можно направить на операции III, II, I, V.
Концентрат контрольной флотации можно возвратить только в
основную флотацию. Если концентраты контрольной и основной флотации объединить и направить в первую перечистку, то вместо двух
операций получится одна – со временем флотации, равным суммарному времени для основной и контрольной флотаций. Таким образом,
объединение концентратов основной и контрольной флотаций равносильно ликвидации контрольной флотации с одновременным увеличением продолжительности основной флотации.
Выбор точек возврата промпродуктов зависит главным образом
от качества концентрата, который требуется получить, флотационных
свойств минерала, наличия и количества в промпродукте сростков, его
выхода и разжижения.
21
Рис. 10. Возможные точки возврата промпродуктов в цикле флотации.
Схемы флотации, изображенные на рис. 11, отличаются одна от
другой только точками возврата промпродуктов в цикл обогащения. В
схеме а промпродукт из каждой последующей операции возвращается
в предыдущую, а в схеме б промпродукты перечисток объединяются и
направляются в основную флотацию. По первой схеме будет достигнуто более высокое извлечение полезного минерала, но при худшем
качестве концентрата, чем по второй схеме. Это объясняется тем, что
по второй схеме (б) каждая частица минерала, заключенная в любом
промпродукте, прежде чем попасть в концентрат, должна сфлотироваться не менее четырех раз, а по первой схеме (а) четырехкратной
флотации подвергаются лишь те частицы минерала, которые заключены в бедных промпродуктах (хвостах 1-й перечистки концентрата и в
концентрате контрольной флотации). Частицы же, заключенные в более богатых промпродуктах, флотируются меньшее число раз.
При высоких кондициях на концентрат и хорошей флотируемости
полезного минерала, а также при необходимости повысить качество
концентрата за счет некоторого снижения извлечения промпродукты
нескольких операций перечистки концентрата можно объединить и
направить в основную флотацию.
22
Рис. 11. Схемы флотации с тремя перечистками концентрата
и одной контрольной флотацией:
а – промпродукты возвращаются из последующей операции в предыдущую;
б – промпродукты объединяются и возвращаются в основную флотацию.
При пониженных кондициях на концентрат недостаточно высокой флотационной активности полезных минералов, а также при
необходимости повысить извлечение за счет некоторого снижения
качества концентрата следует применять схему с возвратом промпродуктов из каждой последующей операции в предыдущую (рис. 11а).
Промпродукты иногда сильно обводнены, кроме того, они часто
содержат значительное количество реагентов и шламов, в них концентрируются труднофлотируемые зерна полезного минерала, а при обо23
гащении тонковкрапленных руд – сростки. Возврат таких продуктов в
основную флотацию может нарушить технологический процесс и понизить извлечение полезного минерала. В этом случае промпродукты
флотируются в отдельном цикле. Если промпродукт содержит много
сростков, то его предварительно доизмельчают, а если он обводняет
процесс, то сгущают или направляют в классификатор цикла измельчения. В последнем случае уменьшается расход свежей воды.
24
3. РАСЧЕТ СХЕМ ФЛОТАЦИИ
3.1. Исходные данные для расчета схемы
Заданными исходными показателями для расчета количественной
схемы являются только те, которые относятся к исходной руде [4].
Известна суточная производительность цеха обогащения по руде – Q0,
т; выход, равный 100 %; содержание в руде металлов 1, 2 и т. д.; извлечение в руду всех металлов, равное 100 %.
Показатели, которые относятся к продуктам обогащения, не известны, их необходимо найти.
Каждая флотационная схема имеет в своем составе операции разделения и операции смешения, в результате которых получаются продукты разделения и смешения.
В результате операций смешения образуется только один продукт, в результате операций разделения – два продукта и более. Если
известны показатели  и  по продуктам разделения, то не составит
труда определить эти показатели по продуктам смешения.
Наоборот, если известны показатели для продуктов смешения, то
отыскать эти же показатели для продуктов разделения невозможно.
Поэтому расчетом схемы определяются показатели только по
продуктам разделения. Операции смешения и продукты смешения в
расчете схемы не участвуют и нумеровать их не следует.
Количество уравнений баланса, которое возможно составить по
всем операциям разделения, всегда меньше, чем количество показателей, которые необходимо отыскать. Таким образом, составленные системы уравнений являются неразрешимыми.
Для того, чтобы привести эти системы в решаемый вид, необходимо назначить некоторую часть показателей.
Необходимое и достаточное для расчета схемы количество назначенных показателей по продуктам разделения равно


N  c ap  np ,
(3.1)
где N – количество назначаемых показателей;
C – количество расчетных компонентов;
ар – количество продуктов разделения;
nр – количество операций разделения.
Количество расчетных компонентов C  I  е , где под I имеется
ввиду твердое(характеризуется выходом), называемое основным рас25
четным компонентом, е – количество металлов, по которым ведется
расчет схемы.
Следовательно, если расчет схемы ведется по одному металлу, то
количество расчетных компонентов будет равно 2, если по двум металлам – трем и т. д.
Расчет схемы выполняется в относительных показателях () с последующим перерасчетом на абсолютные показатели (Q)
Qп 
Q0   п
,т.
100
(3.2)
Масса компонента в продукте
Pп 
Qп п
, т.
100
3.2. Расчет баланса металлов по конечным продуктам
Расчет количественной схемы флотации необходимо начинать с
расчета баланса металлов и выходов по конечным продуктам. Для однокомпонентной руды количество концентратов будет равно одному,
для трехкомпонентной – трем и т. д. Соответственно будет изменяться
и схема баланса металлов.
Флотация
1
0
2
Концентрат 1
Концентрат 2
3
Хвосты
Рис.12. Схема баланса для двухкомпонентной руды.
Для двухкомпонентной руды баланс выходов и металлов будет
представлен следующими уравнениями:
1.  0  1   2   3.
2.  0 '  11'   2'2   33' .
3.  0 ''  11''   2'2'   33'' .
26
В данных уравнениях значки у букв означают: внизу – номер
продукта по схеме; вверху – номер извлекаемого компонента (  '2
означает содержание во втором продукте первого компонента).
При расчетах конкретного баланса по известным компонентам
верхний значок заменяется символом элемента или формулой компонента, например:
 Сu
2 – содержание меди во втором продукте;
1FeSi – содержание пирита в первом продукте.
Расчет баланса выходов и металлов по конечным продуктам
удобнее всего выполнять путем составления таблицы баланса.
Внесем в таблицу баланса известные показатели, т. е. все данные
по исходной руде (продукт №0);
 0 100 %; ' ; '' ; '0 100 %; '0' 100 %
и рассчитаем произведения 100 ' и 100 '' .
Определим необходимое и достаточное количество назначаемых
показателей для расчета баланса металлов по схеме рис. 12 и уравнению (3.1)
N  c(ap  np )  3(31)  6.
Таким образом, для расчета баланса выходов и металлов для
двухкомпонентной руды нам необходимо назначить 6 показателей.
Основанием для назначения показателей являются результаты
научно-исследовательских работ на обогатимость руды, результаты
укрупненных полупромышленных и промышленных испытаний. Дополнительными материалами для назначения показателей могут служить также фактические данные о работе действующих фабрик. Содержание металлов в концентратах должно соответствовать ТУ на
концентраты.
Назначать необходимо те показатели, которые подвержены
наименьшим относительным колебаниям, в зависимости от содержания металла в руде, регламентируются техническими условиями или
ГОСТами и являются обязательными плановыми показателями на будущее фабрики.
27
К таким показателям относятся: содержание металлов в одноименных концентратах, извлечение металлов в одноименные концентраты и содержание металлов в разноименных концентратах.
3.3. Назначение недостающих для расчета показателей
В системах из двух уравнений балансов по каждой операции имеется 4 неизвестных, в т. ч. два выхода и два содержания. В каждом
случае для решения уравнений необходимо назначить по два показателя. Как правило, назначают содержания.
Назначение выходов возможно при наличии достоверных данных, полученных в результате полупромышленных и промышленных
испытаний.
Основанием для назначения содержаний компонентов в продуктах обогащения могут явиться результаты промышленных, полупромышленных или лабораторных испытаний данной руды.
При дипломном проектировании таким основанием могут также
быть результаты генерального опробования действующей фабрики.
Однако во всех случаях, назначая показатели, необходимо оценивать их достоверность и возможность получения при работе фабрики
по проектируемой схеме.
Показатели назначаются не равными с полученными в результате
испытаний и опробования, а откорректированными.
Основанием для такой корректировки служат достижимые степени обогащения в отдельных операциях, а также точки заворота промежуточных продуктов.
В основной флотации руд тяжелых цветных металлов монометаллических и полиметаллических при селективной флотации степень
обогащения колеблется в пределах от 4 до 10, при коллективной флотации от 3 до 8.
Основная флотация руд с низким содержанием весьма легко флотируемых минералов (например, молибденита) может дать степень
обогащения до 50.
Контрольная флотация во всех случаях позволяет получить степень обогащения от 2 до 5.
Перечистные операции дают степень обогащения от 1,05 до 1,5,
при этом чем дальше находится перечистка от основной флотации,
тем степень обогащения меньше. Например, если в I-й перечистке
степень обогащения 1,4, то во второй – она может быть 1,3, но не может быть 1,5.
28
Если перечисткам предшествует операция доизмельчения концентратов, возможно получить степень обогащения в первой перечистке до 2.
Содержания в оборотных промежуточных продуктах корректируются исходя из условия, что они должны быть одного порядка с содержанием компонента в основном продукте, поступающем на операцию.
Например, если в основную флотацию поступает исходная руда с
содержанием компонента 1 %, то содержание в оборотных продуктах,
поступающих в эту же операцию, не должно быть 10 % или 0,1 %, но
оно может быть, например, 0,5 или 2 %.
3.4. Пример расчета количественной схемы флотации
Рассчитаем количественную схему флотации (рис. 13) по следующим исходным данным.
Рис. 13. Полная двухцикловая схема прямой селективной флотации.
Количество перерабатываемой руды Q0 = 1 тыс. т/сут. Содержание в руде: свинца  Pb = 2,5 %; цинка  Zn = 4,0 %.
29
Составим таблицу баланса металлов:
30
Таблица 3.1
Баланс металлов
№ Наименование Выход, Содержание, % Произведение Извлечение, %
пп
продукта
%
Pb
Zn
Pb
Zn
Pb
Zn
1
2
1. Свинцовый
концентрат
2. Цинковый
концентрат
3. Хвосты
0. Руда
3
4
5
6
7
8
9
4,5
50,0
5,0
225
22,5
90
5,63
6,07
3,0
56,0
18,21
340
7,28
85
89,43
100
0,076
2,5
0,420
4,0
6,79
250
37,58
400
2,72
100
9,37
100
Внесем в таблицу исходные данные по руде.
В соответствии со схемой баланса металлов (рис. 13) определим
необходимое и достаточное количество исходных показателей по продуктам разделения для расчета
N  c(ap  np )  3(31)  6
Ориентируясь на результаты укрупненных испытаний и ТУ на
свинцовые и цинковые концентраты, назначим шесть недостающих
для расчета показателей:
1P b  50,0 %
P2 b  3,0 %
1Zn  5,0 %
2Zn  56,0 %
E1P b  90 %
E2Zn  85 %
Внесем эти показатели в таблицу.
Рассчитаем выход свинцового концентрата
1 
2,590
 4,5 %
50
Рассчитаем выход цинкового концентрата
1 
2,590
 4,5 %
50
31
Определим выход хвостов
 3 100  1   2 100  4,5  6,07  89,43 %
Внесем эти показатели в таблицу и рассчитаем произведения.
Определим извлечение металлов в разноименные концентраты и
хвосты:
22,5100
1Zn 
 5,63 % ;
400
 Pb
2 
18,21100
 7,28 %
250
3Pb 100  90  7,28  2,72 %
3Zn 100 85  5,63  9,37 %
Определим содержание металла в хвостах:
 Pb 
6,79
 0,076
89,43
 Zn 
37 ,58
 0,420 .
89,43
Рассчитаем принципиальную схему в относительных показателях.
Из расчета баланса металлов известно: выход, содержание металлов и извлечение в свинцовом концентрате
 9  4,5 % ; 9Pb  50,0 % 9P b  90 % ; 9Zn  5,63 % 9Zn  5,0 % .
Выход, содержание металлов и извлечение в цинковом концентрате
Zn
Zn
Pb
Pb
17  6,07 % 17
 56,0 % 17
 85,0 %
 3,0 % 17
 7,28 % 17
Выход, содержание металлов и извлечение в отвальных хвостах
Pb
Zn
16  83,43 % Pb  0,076 % Zn  0,420 % 16
 2,72 % β16
 9,37 %
32
Рассчитаем все показатели по хвостам свинцовой флотации (продукт 6).
 6   0   9  17  10 100,0  4,5  6,07  89,43  95,5 %
6Pb 
β6Zn 
Pb
 0 Pb   99Pb 1717
 16Pb 250  225 10,21 6,79



 0,262 %
6
6
95,5
95,5
Zn
γ0α Zn  γ9β9Zn γ17β17
 γ16Zn 400  22,5 339,92  37,58



 3,95 %
γ6
γ6
95,5
95,5
ε 6Pb 100,0  90,0  7,28  2,72 10,0 %;
6Zn 100,0  5,63  85  9,37  94,37 %.
Рассчитаем полную схему в относительных показателях (рис. 13).
Каждый цикл схемы рассчитываем по одному главному металлу.
Так, операции I; II; III; IV;V рассчитываем по свинцу, операции VI;
VII; VIII; IX рассчитываем по цинку.
Начинаем расчет с операции IX-2-я перечистка цинкового концентрата.
Составим уравнение баланса
13  17  18
Zn
Zn
Zn
1313
 1718
 1818
.
Из расчета принципиальной схемы известны
17  6,07 % ;
Zn
17
 56 % . Ориентируясь на результаты научных исследований и
имея ввиду возможные степени концентрации, назначим содержание
цинка в продуктах 13 и 18.
Zn
Zn
13
 40,0 % ; 18
 28,0 %
Подставляя значения известных и назначенных величин, будем
иметь
33
13  6,07  18 ;
13  40,0  6,07 56,0  18 28,0
Решая систему, найдем: 17  8,1 % ; 13 14,17 % .
Операция VII – I-я перечистка цинкового концентрата
Уравнение баланса
11  18  13  14 ;
Zn
Zn
Zn
Zn
γ11β11
 γ13β18
 γ13β13
 γ14β14
.
Из предыдущего расчета известны
Zn
Zn
13 14,17 % ; 18  8,1 % ; 13
 40,0 % ; 18
 28,0 % .
На тех же основаниях, что и в предыдущем расчете, назначаем
Zn
Zn
11
 26,0 % ; 14
 5,0 % .
Подставляя в уравнения значения известных и назначенных величин, будем иметь
11  8,114,17  18 ;
1126,0  8,128,0 14,17 40,0  14 5,0 .
Решая систему уравнений найдем: 11 14,75 % ; 14  8,68 %
Операция VIII – контрольная цинковая флотация
Составим уравнение баланса
12  15  16 ;
Zn
Zn
γ12β12
 γ15β15
 γ16Zn .
Из расчета баланса металлов известны
34
16  89,43 % ; Zn  0,42 % .
Zn
Zn
 2,0 % ; 15
 4,5 % .
Назначим 12
Подставляя в уравнения значения известных и назначаемых величин, получим
 12   15  89,43 ;
12 2,0  15 4,5  89,430,420 .
Решая уравнение найдем значения 12 и 15.
Операция VI – основная цинковая флотация
Составим уравнение баланса
 6  14  15  11  12 ;
Zn
Zn
Zn
Zn
γ 6β 6Zn  γ14β14
 γ15β15
 γ11β11
 γ12β12
.
В этих уравнениях известны значения всех величин.
Подставив их в уравнения, будем иметь
95,58,6856,52 14,75145,95
95,58,688,685,056,524,5 14,7526,0145,952 .
Произведем вычисления с целью проверки всех предыдущих расчетов. Получим:
Баланс по выходам 160,70 = 160,70
Как видно, имеет место полная сходимость.
Баланс по металлу 674,968 = 675,4; имеется сходимость в пределах произведенных округлений.
Таким образом, расчет количественной схемы цинкового цикла
выполнен правильно.
Расчет свинцового цикла ведем по свинцу.
Операция V – 3 перечистка свинцового концентрата
Составим уравнение баланса
 7   5  10
35
Pb
γ 7β 7P b  γ 9β9P b  γ10β10
.
Из расчета принципиальной схемы и баланса металлов известны
 9  4,5 % ;
β9Pb  50,0 %
Пользуясь данными исследований и принимая во внимание возможные степени концентрации, назначим:
Pb
7Pb  38,0 % ; 10
 27,0 % .
Подставив в уравнение значения известных и назначаемых величин, будем иметь
 7  4,5  10 ;
 7 38,0  4550  10  27,0 .
Решая уравнение, найдем  7  9,42 % ; 10  4,59 % .
Операция IV – 2-я перечистка свинцового концентрата
Составим уравнение баланса
 3  10   7   8 ;
Pb
γ3β3Pb  γ10β10
 γ 7β 7Pb  γ8β8Pb .
Из предыдущего расчета известны
Pb
 7  9,41 % ; 10  4,95 % ; β 7Pb  38,0 % ; β10
 27,0 % .
Назначим β8Pb  28,0 % ; β8P b 10,0 % .
Подставив известные и назначаемые величины в уравнения, будем иметь
 3  4,95  9,41  8 ;
 3 28,0  4,9527,0  9,4138,0   8 10,0
36
Решая уравнения, найдем  3 10,0 % ;  8  5,5 % .
Операция II I-я перечистка свинцового концентрата
Составим уравнение баланса
1   8   3   7 ;
γ1β1Pb  γ8β8Pb  γ3β3Pb  γ 4β Pb
4 .
Из предыдущего расчета известны
 3 10,0 % ;  8  5,5 % ; 3Pb  28,0 % ; β8P b 10,0 % .
Назначим 1P b 18,0 % ; P4 b  3,0 %
Подставляя цифровые значения в уравнения, будем иметь
1  5,5 10,0   4 ;
1 18,0  5,510,0 10,028,0   4 3,0 .
Решая уравнения, получим 1 14,1 % ;  4  9,6 % .
Операция III – контрольная свинцовая флотация
Уравнение баланса
 2  5  6 ;
γ 2β P2 b  γ 5β5P b  γ 6β 6P b .
Из
расчета
принципиальной
схемы
известны
 6  95,5 % ,
β 6P b  0,262 % .
Назначим 5  3,0% ; β P2 b 1,0 % .
Подставив в уравнение численные значения, будем иметь
 2   5  95,5 ;
37
 2 1,0   5 3,0  95,50,262 .
Решая уравнения, найдем  5  35,05 % ;  2 130,55 % .
Операция I – основная свинцовая флотация.
Составим уравнение баланса
 0   4   5  1   2
Pb
Pb
Pb
γ 0α Pb  γ 4β Pb
4  γ 5β 5  γ1β1  γ 2β 2
В этих уравнениях все величины известны. Подставив их в уравнения, будем иметь
100 9,635,05 14,1130,55 ;
1002,59,63,035,053,0 14,118,0130,551,0 .
С целью проверки правильности предыдущих расчетов производим вычисления.
Получим баланс по выходам 144,65 = 144,65
Как видим имеет место полная сходимость:
Баланс по металлу – 383,95 – 384,35.
Имеется сходимость в пределах произведенных округлений.
Таким образом, расчет количественной схемы свинцового цикла
также выполнен правильно, а, следовательно, правильно рассчитана и
вся схема в относительных показателях.
Проведем пересчет схемы на абсолютные показатели. По формуле
Qn 
Q0   n
,
100
где Qn – количество продукта, т/сут;
Qо – количество исходной руды, т/сут; n – выход продукта, %.
Q0 1000 т/сут;
38
Результаты расчета сводятся в таблицу.
Результаты расчета количественной схемы наносятся на заранее
вычерченную схему.
39
Таблица 3.2
Баланс продуктов обогащения
Поступает
№ продукта
наименование
продукта
1
2
Выходит
выход,
%
к-во
т/сут
№ продукта
3
4
5
наименование выход,
продукта
%
к-во
т/сут
6
7
8
1
Черновой
свинцовый
концентрат
14,1
141
2
Хвосты
основной
флотации
130,55
130,6
144,65
1447
I. Основная свинцовая флотация
0
Руда
100
1000
4
Хвосты 1-й
перечистки
9,6
96
5
Концентрат
контрольной
флотации
35,05
351
144,65
1447
Итого:
Итого:
II. I-я перечистка свинцового концентрата
1
Черновой
свинцовый
концентрат
14,1
141
3
Концентрат Iй
перечистки
10
100
2
Хвосты 2-й
перечистки
5,5
55
4
Хвосты 1-й
перечистки
9,6
96
19,6
196
19,6
196
Итого:
Итого:
III. Контрольная свинцовая флотация
2
Хвосты
основной
свинцовой
флотации
Итого:
130,55
130,55
1306
5
Концентрат
контрольной
флотации
35,05
351
6
Хвосты
контрольной
флотации
95,5
955
130,55
1306
Итого:
1306
IV. 2-я перечистка свинцового концентрата
3
Концентрат
1-й перечистки
10
100
7
Концентрат
2-й перечистки
9,41
94
10
Хвосты 3-й
перечистки
4,91
49
8
Хвосты 2-й
перечистки
5,5
55
14,91
149
14,91
55
Итого:
Итого:
40
1
7
6
14
15
11
18
12
13
2
3
4
5
V. 3-я перечистка
6
Окончание табл. 3.2
7
8
Готовый свинцовый концен4,5
трат
Хвосты 3-й
10
4,91
перечистки
Итого:
9,41
94
Итого:
9,41
VI. Основная цинковая флотация
Концентрат
Хвосты коносновной цинтрольной свин- 95,5
955
11
14,75
ковой флотацовой флотации
ции
Хвосты 1-й
перечистки
8,68
87
цинкового концентрата
Концентрат
Хвосты осконтрольной
56,52
565
12
новной цинко- 145,95
цинковой фловой флотации
тации
Итого:
160,7
1607
Итого:
160,7
VII. 1-я перечистка цинкового концентрата
Концентрат
Концентрат 1основной фло- 14,76
148
13
14,17
й перечистки
тации
Хвосты 2-й
Хвосты 1-й
8,1
81
14
8,68
перечистки
перечистки
Итого:
22,85
229
Итого:
22,85
VIII. Контрольная цинковая флотация
концентрат
Хвосты основ145,99 14595
15
контрольной 56,52
ной флотации
флотации
Отвальные
16
89,43
хвосты
Итого:
145,95 1495
Итого:
145,95
IX. 2-я перечистка цинкового концентрата
Готовый цинКонцентрат 1-й
14,17
142
17
ковый концен- 6,07
перечистки
трат
Концентрат
2-й перечистки
94,41
94
9
18
Итого:
14,17
142
41
Хвосты 2-й
перечистки
Итого:
45
49
94
148
1459
1607
142
87
229
565
894
1459
61
8,1
81
14,17
142
4. РАСЧЕТ ШЛАМОВОЙ СХЕМЫ
Расчет шламовой схемы является важнейшей составной частью
технологического проектирования обогатительных фабрик.
Расчет включает все подготовительные, основные вспомогательные процессы, в которых участвует вода.
Обычно расчет шламовой схемы начинается с процессов измельчения и заканчивается процессом сушки.
Исходным документом для расчета шламовой схемы является количественная схема обогащения.
4.1. Цели и принципы расчета
Расчет шламовой схемы предполагает вычисление следующих
данных по всем продуктам обогащения:
 Содержание твердого, %;
 Количество воды, т;
 Количество воды, добавляемое в операции, т;
 Количество удаляемой воды, т;
 Объем пульпы, м3.
Расчет схемы производится на суточную производительность
главного корпуса. По результатам расчета составляется баланс воды в
целом по фабрике.
Расчет преследует две цели:
1. Определение расхода воды на технологические нужды и
удельного расхода на 1 тонну руды.
2. Подготовку исходных данных для технологического расчета
оборудования.
Принцип расчета шламовой схемы заключается в составлении и
решении уравнений баланса воды по каждой технологической операции.
В общем виде это уравнение будет
W1 W2 ...Wn W W1' W2' ,
где W1, W2, Wn – количество воды, поступающей в операцию с продуктами обогащения;
W1, W2 – количество воды в продуктах обогащения выходящих из
операции; W – количество воды, добавляемой в операцию.
42
В левой части уравнения бывает от 2 до 6 членов, а в правой части для флотационных схем всего 2.
Для решения этого уравнения необходимо, чтобы в нем был
только один неизвестный член. Между тем, таких неизвестных фактически оказывается всегда больше. Следовательно, для приведения
уравнения в решаемый вид необходимо назначить такое количество
величин, чтобы осталось одно неизвестное. Назначать нужно величины, которые подвержены наименьшим колебаниям, а также те, которые определяют ход технологического процесса и связаны с определенными закономерностями с другими известными нам технологическими параметрами.
Назначение количества воды в продуктах обогащения производится косвенно через содержание твердого в этих продуктах. Если известно количество продукта, то назначив содержание твердого в
пульпе, представляющей этот продукт , можно определить количество воды в этом продукте в тоннах по формуле
Wn 
Qn (100  )
.

(4.1)
Количество свежей воды, поступающей в операцию, находится из
уравнения баланса воды или назначается.
4.2. Исходные данные для расчета
Исходные данные для расчета шламовой схемы делятся на известные и назначаемые.
К известным относятся:
 Количество исходной руды, перерабатываемой главным корпусом Q0, т/сут;
 Содержание в руде влаги (или твердого), %;
 Выход всех продуктов обогащения , %;
 Масса всех продуктов обогащения Qn, т/сут;
Все эти данные берутся из количественной схемы, кроме содержания влаги в исходной руде, которая должна быть задана.
Назначаемые показатели:
1. Содержание твердого в выгрузке мельниц, первой и второй
стадии, работающих в открытом или замкнутом цикле с механическими классификаторами – 75 – 80 %.
43
2. Содержание твердого в выгрузке мельниц, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами – 65 – 89 %.
3. Содержание твердого в сливе механических классификаторов
назначается по таблице 4.3 в зависимости от содержания в этом продукте готового класса крупности.
Таблица составлена для руды с плотностью 2,7 т/м3. Для руды
другой плотности необходимо сделать пересчет, путем умножения
табличных данных на коэффициент плотности:
K 

,
2,7
где  – фактическая плотность руды, т/м3.
Содержание твердого в сливе гидроциклонов, работающих в замкнутом цикле с рудными мельницами, кроме контрольной классификации, рассчитываются по формуле

2,7 
Tп 1 0,7с74 4
8 

Tc 
,


2
,
7

74
1  
Tп  1 0,7с 4
8 

(4.2)
где Тс – содержание твердого в сливе гидроциклона, доли единицы;
Тп – содержание твердого в песках, доли единицы;
 – частный выход слива от операции, доли единицы;
 – плотность твердого, г/см3.
Содержание твердого в сливе гидроциклонов контрольной классификации в доизмельчении и работающих в открытом цикле рассчитываются по формуле
Тс 
1
1Т п с40

1
Т п п40
,
(4.3)
где Тп – содержание твердого в питании гидроциклона, доли единицы;
44
с40
– отношение содержания класса –40 мкм в сливе к содерп40
жанию этого же класса в питании. Принимается по таблице 4.1.
Таблица 4.1
Отношение
с40
п40
в зависимости от содержания готового класса  14
в питании и сливе
Содержание
в исходном
питании, %
Содержание в сливе, % с14
с14
50
60
70
80
90
95
40
50
60
70
80
90
1,31
1,65
1,26
1,96
1,52
1,22
2,42
1,84
1,47
1,22
2,46
2,26
1,81
1,49
1,23
2,98
2,56
2,04
1,68
1,39
1,13
4. Содержание твердого в песках гидроциклонов, работающих в
цикле измельчения, берется по таблице в зависимости от содержания
готового класса в сливе.
Таблица 4.2
Содержание твердого в песках гидроциклонов
-74
доли ед.
Тп
доли ед.
0,50,6
0,6-0,7
0,7-0,8
0,80,85
0,85-,9
0,90,95
0,95-1,0
0,8
0,75
0,72
0,7
0,67
0,65
0,60
5. Содержание твердого в операциях флотации
а) основная флотация
25 – 40 %
б) контрольная флотация
20 – 30 %
в) перечистки
20 – 25 %
6. Содержание твердого в песках механических классификаторов
– 83 – 88 %.
45
Таблица 4.3
Содержание твердого в сливе механического классификатора
в зависимости от содержания в нем готового класса
Размер тв. зерен
мм
Содержание класса – 0,74 мм %
в сливе
0,8
0,75
0,7
0,65
0,6
0,55
0,5
0,45
0,4
0,35
0,3
0,25
0,2
0,18
0,15
0,12
0,10
0,085
0,074
в песках
7,15
15–20
20–23
23–25
25–28
28–38
30–33
33–35
35–38
38–40
40–45
45–50
50–60
60–67
67–74
74–81
81–88
88–92
95–
1–2
1–2
1–2
1–3
1–3
1–3
2–4
2–4
3–5
3–5
5–7
5–7
6–9
6–9
8–12
8–12
9–15
9–15
10–16
Содержание
твердого
в сливе, %
классификатора
50–49
49–48
48–47
47–45
45–44
44–43
43–42
42–41
41–39
39–37
37–35
35–32
32–29
29–26
26–23
23–20
20–17
17–15
15
7. Содержание твердого в пенных продуктах
а) основная флотация
25 – 40 %;
б) контрольная флотация
20 – 30 %;
в) перечисток
28 – 50%.
Чем дольше перечистка находится от основной флотации, тем содержание твердого в пенном продукте будет выше. Обычно содержание твердого в конечном концентрате не превышает 38 – 40 %. Большее содержание принимают в редких случаях для свинцовых концентратов, молибденовых концентратов, апатитовых концентратов. В
этих случаях из схемы исключается процесс сгущения.
46
Назначая содержание твердого в пенном продукте, необходимо
обращать внимание на содержание твердого в суммарном питании
операции. Последнее должно быть несколько ниже.
Так, при содержании твердого в операции 30 % пенный продукт
не может получаться с содержанием 25 %. Как минимум он получится
с содержанием 30 %.
8. Сгущенный продукт содержит твердого – 55 – 65 %.
9. Концентраты после фильтрования (кек):
а) сульфидные концентраты 85 – 90 %;
б) окисленные концентраты 75 – 80 %;
10. Концентрат после сушки 95 – 98 %.
11. Механические потери концентрата в сливе сгустителей не
учитываются. Содержание в нем твердого принимается равным нулю.
12. Фильтрат принимается чистым. Содержание в нем твердого –
ноль.
13. Механические потери при сушке не учитываются.
14. Для транспортирования только пенных продуктов добавляется
вода в количестве от 0,5 до 1,0 т на 1 тонну твердого в продукте.
Содержание твердого в хвостах любой из операций назначить
нельзя, оно обязательно рассчитывается.
4.3. Пример для расчета отдельных операций
Операция измельчения в замкнутом цикле с механическим классификатором [4].
Поступает:
1. Исходная руда Q0 т с содержанием твердого 0 %.
2. Пески классификатора Q3 тонн; выходит – выгрузка мельницы
Q1  Q0  Q3 .
Нужно определить количество свежей воды, добавляемой в операцию измельчения.
Составим уравнение баланса воды
W0 W3 W W1 ,
где W0 – вода в исходной руде;
W3 – вода в песках классификатора;
W – свежая вода;
W1 – вода в нагрузке мельницы.
Определим количество воды в исходной руде
47
Q0 (100  0 )
,
0
где W0 – количество воды в исходной руде, т;
Q0 – количество исходной руды, т;
0 – содержание твердого в исходной руде.
В уравнении три неизвестных:
W0 
W3; W1; W.
Чтобы решить уравнение и определить количество добавляемой
воды, необходимо назначить W3; W1.
Руководствуясь указаниями 4.2, назначим содержание твердого в
песках классификатора 3 и в выгрузке мельницы 1.
Q0 (100  3 )
;
3
Q (100  1 )
.
W1  1
1
W3 
Теперь уравнение приобрело решаемый вид. Находим:
W W1 W0 W3 .
На практике все расчеты выполняются путем составления таблицы шламовой схемы (табл. 4.4).
Определение объема пульпы (графы 8 и 16) выполняют по формуле
Vп 
Qп
W ,

где Vп – объем пульпы, м3;
Qп – количество твердого в продукте, т;
 – плотность твердой фазы, т/м3;
W – количество воды в продукте, м3.
48
(4.4)
4.4. Пример расчета шламовой схемы
Рис. 14. Схема флотационного обогащения однокомпонентной руды.
Рассчитать шламовую схему флотационного обогащения однокомпонентной руды (рис. 14) по следующим данным
49
Таблица 4.4
1. Результаты расчета количественной схемы
№
продукта
0
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
Наименование продукта
Исходная руда
Выгрузка мельницы
Слив классификатора
Пески классификатора
Слив гидроциклона
Пески гидроциклона
Концентрат основной флотации
Хвосты основной флотации
Концентрат 1-й перечистки
Хвосты 1-й перечистки
концентрат контрольной флотации
Хвосты контрольной флотации
Слив гидроциклона доизмельчения
Пески гидроциклона доизмельчения
Выгрузка мельницы доизмельчения
Хвосты 2-й перечистки
Концентрат 2-й перечистки
Хвосты 3-й перечистки
Концентрат 3-й перечистки
Сгущенный концентрат
Выход,
%
100
300
150
150
100
50
20
95
16
10
5
90
16
24
24
6
12
2
10
10
Количество
продукта, т
1000
3000
1500
1500
1000
50
200
950
160
100
50
900
160
240
240
60
120
20
100
100
2. Содержание твердого в исходной руде 97 %.
3. Содержание готового класса – 0,074 мм в сливе классификатора
рудного цикла 374  50,0 %.
4. Содержание готового класса – 0,074 мм в сливе контрольно
гидроциклона 574  60,0 %.
5. Содержание готового класса – 0,074 мм в сливе гидроциклона
74
 85,0 %.
доизмельчения 13
6. Плотность исходной руды 2,7 т/м3.
Расчет выполняется путем заполнения таблицы шламовой схемы.
Подготовим таблицу по соответствующей форме (табл. 4.5) для всей
операции схемы. Внесем в нее все данные по продуктам из результатов расчета количественной схемы (выхода и веса твердого) и произ50
ведем проверку сходимости баланса по выходам и твердому в каждой
операции.
Только убедившись в абсолютной сходимости этих балансов.
приступаем к расчету.
Операция I. Измельчение
Назначим содержание твердого в продукте 4 – 85 %.
По таблице 4.1 назначим содержание твердого в продукте – 6 – 75 %.
Назначим содержание твердого в продукте 2 – 78 %.
Вычислим количество воды во всех продуктах:
W0 
W4 
1500 15
 265 т;
85
W6 
W2 
100 3
 31 т;
97
50025
167 т;
75
3000 22
 845 т.
78
Определим количество добавляемой воды по разнице
W  845 31 265 167  382 т.
Занесем все вычисленные данные в таблицу (графы 6 и 14).
Заполним графы 7 и 15 как сумму граф 5+6 и 13+14.
Заполнение граф производится аналогично по всем операциям.
Операция II. Классификация в спиральном классификаторе
Перенесем все данные по продуктам 2 и 4 из операции I; по таблице 4.2 назначим содержание твердого в продукте 3 в зависимости от
содержания готового класса 374  33 % и определим в нем количество
воды.
1500 67
W3 
 3040 т.
33
51
Количество добавляемой воды определим по разнице
W  3305 845  2460 т.
Операция III. Контрольная классификация в гидроциклоне
Перенесем все данные по продукту 3 из операции II и по продукту 6 из операции I.
Определим содержание твердого в сливе контрольного гидроциклона при п74  50,0 % , с70  60,0 % по формуле (5).
Тс 
1
1Т п с40

1
Т п п40

1
 0,25  25,0 %.
1 0,32
1,26 1
0,32
Назначим содержание твердого в песках гидроциклона по табл.
4.2 – 75 %.
Таблица 4.5
Таблица расчета шламовой схемы
пульпы
объем пульпы, м3
7
воды
6
твердого
пульпы
5
содержание твердого, %
воды
4
выход, %
твердого
3
наименование продукта
содержание твердого, %
2
№ продукта
выход, %
1
объем пульпы, м3
наименование продукта
Выходит
№ продукта
Поступает
8
9
10
11 12
13
14
15
16
количество
количество
I. Измельчение
0
Руда
100 97 1000 31 1031 401
2
Выгрузка
300 78 3000 845 3845 1965
мельницы
Пески клас150 85 1500 265 1765 820
сификатора
Пески гид6
50 75 500 167 667 362
роциклона
Вода
- - 382 382 382
4
Итого:
Итого:
800 78 3000 845 3845 1965
52
300 78 3000 845 3845 1965
Продолжение табл. 4.5
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11 12
13
14
15
16
II. Классификация в спиральном классификаторе
2
Выгрузка
300 78 3000 845 3845 1965
мельницы
Вода
Итого:
-
-
-
2460 2460 2460
3
Слив
классифи- 150 33 1500 3040 4540 3605
катора
4
Пески
классифи- 150 85 1500 265 1765 820
катора
Итого:
300 46 3000 3305 6305 4425
300 46 3000 3305 6305 4425
III. Контрольная классификация в гидроциклоне
3
Слив клас150 33 1500 3040 4540 3605
сификатора
Вода
Итого:
-
-
-
127 127 127
5
Слив
гидроцик- 100 25 1000 3000 4000 3370
лона
6
Пески
гидроцик- 50 75 500
лона
Итого:
150 32 1500 3167 4667 3732
167
667
362
150 32 1500 3167 4667 3732
IV. Основная флотация
5
Слив гид100 25 1000 3000 4000 3370
роциклона
7
Концентрат ос20 28 200
новной
флотации
10
Хвосты 1-й
10 15 100 600 700 637
перечистки
8
Хвосты
основной 95 22 950 3277 4227 3629
флотации
11
Концентрат
контроль5
ной флотации
Вода
Итого:
-
26
50
-
-
515
715
589
142 198 171
50
50
50
Итого:
115 23 1150 3792 4942 4228
115 23 1150 3792 4942 4228
V. первая перечистка концентрата
515 715 589
9
Концентрат 1-й
16 30 160
перечистки
15 60
355 415 377
10
Хвосты 1й пере- 10 15 100
чистки
- -
100 100 100
Концентрат
7 основной 20 28 200
флотации
16
Хвосты 2-й
6
перечистки
Вода
Итого:
-
26 21 260
Итого:
970 1230 1066
53
26 21 260
370
530
429
600
700
637
970 1230 1066
Продолжение табл. 4.5
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11 12
13
14
15
16
VI. Контрольная флотация
8
Хвосты
основной
флотации
Вода
Итого:
Концентрат кон95 22 950 3277 4227 3629 11
5 26 50 142 192 171
трольной
флотации
Хвосты
контроль- - 12
90 22 950 3277 4227 3629
ной флотации
Итого:
95 22 950 3277 4227 3629
95 22 950 3277 4227 3629
VII. Классификация цикла доизмельчения
9
Концентрат
1-й пере- 16 30 160
чистки
370 530 429
Слив
13 гидроцик- 16 25 160
лона
480
640
539
15
Выгрузка
24 70 240
мельницы
103 343 192
Пески
14 гидроцик- 24 70 240
лона
103
343
192
583
983
731
Выгрузка
24 70 240
мельницы
103
343
192
Итого:
103
343
192
255
375
300
355
415
377
610
790
677
185
285
222
20
130
150
138
12 28 120
315
435
360
Вода
Итого:
-
- -
40 41 400
110 110 110
Итого:
583 983 731
40 41 400
VIII. Доизмельчение концентрата 1-й перечистки
Класс гид14
24 70 240
роциклона
Вода
Итого:
-
- -
24 70 240
100 343 192
-
-
15
-
103 343 192
24 70
24
IX. Вторая перечистки концентрата
Слив гид13
16 25 160
роциклона
18
Хвосты 3-й
2
перечистки
Итого:
14 20
18 23 180
480 640 539
130 150 138
610 790 677
Концентрат вто17
12 32 120
рой перечистки
Хвост 2-й
16 перечист- 6 15 60
ки
Итого:
18 23 180
X. Третья перечистка концентрата
17
Концентрат
2-й пере- 12 32 120
чистки
Вода
Итого:
-
- -
Концентрат 3-й
10 35 100
перечистки
255 375 300
19
60
Хвосты 318 й
пере- 2
чистки
60
60
Итого:
12 28 1120 315 435 360
54
14
Окончание табл. 4.5
1
2
Концентрат
3-й перечистки
22 Фильтрат
Вода
Итого:
19
21
3
4
5
10 35 100
- - - - 10 26 100
Сгущенный
10 60 100
концентрат
6
7
8
9
10
67 167 104
23 Кек
22 Фильтрат
Итого:
10 60 100
11 12
13
XI. Сгущение концентрата
Сгущен185 285 222 21 ный кон- 10 60 100
центрат
56 56 50 20 Слив
50 50 50
291 391 328
Итого:
10 26 100
XII. Фильтрование
10 90 100
-
-
15
16
67
167
104
224
224
224
291
391
328
11
111
48
56
56
56
10 60 100
67
167
104
Сгущен25 ный кон- 10 97 100
центрат
3
103
40
24 Пар
8
8
8
11
111
48
Итого:
67 167 104
-
14
XIII. Сушка концентрата
23
Кек
Итого:
10 90 100
10 90 100
11 111 48
Итого:
11 111 48
-
-
-
10 90 100
Определим количество воды в сливе гидроциклона
W6 
и в песках
1000 75
 3000 т
25
W6 
500 25
167 т.
75
Количество добавляемой воды определим по разнице
31167 – 3040 = 127 т.
Операция IV. Основная флотация
Перенесем все данные по 5 продукту из операции III.
Назначим содержание твердого в продукте II – концентрат контрольной флотации – 26 % и определим количество воды в нем
W11 
5074
142 т.
26
55
Назначим содержание твердого в продукте 7 – 28 % и определим
в нем количество воды
Wт 
200 72
 515 т.
28
Дальнейший расчет операции приостанавливаем, так как назначать содержание твердого в хвостах (продукты 8 и 10) нельзя.
Эти данные необходимо получать из расчета последующих операций.
Операция V. Первая перечистка концентрата
Перенесем все данные по продукту 7 из операции VI. Назначим
содержание твердого в продукте 9 – 30 % и определим в нем количество воды
160 70
W
 370 т.
30
Дальнейший расчет операции V приостановим.
Операция VI. Контрольная флотация
Перенесем все данные по продукту II из операции IV. Расчет операции приостановим по вышеизложенным соображениям.
Операция VII. Классификация цикла доизмельчения
Перенесем все данные по продукту 9 из операции V. Назначим по
таблице 4.1 содержание воды в продукте 14 – 70 %. Определим в нем
количество воды.
240 30
W14 
103 т.
70
Такое же количество воды будет и в продукте 15.
Рассчитаем содержание твердого в продукте 13 по формуле (4) –
25 % и определим в нем количество воды
W13 
240 78
 480 т.
70
По разнице найдем количество воды, добавляемой в операцию
56
583  370 103 110 т.
Операция IX. Вторая перечистка концентрата
Перенесем все данные по продукту 13 операции 7.
Назначим содержание твердого в продукте 17 – 32 %. Определим
в нем количество воды
W17 
120 68
 255 т.
32
Дальнейший расчет операции приостанавливаем, т. к. нам неизвестно содержание твердого в продуктах 6 и 18.
Операция X. Третья перечистка концентрата
Перенесем все данные по продукту 17 из операции IX. Назначим
содержание твердого в продукте 19 – 35 % и вычислим в нем количество воды
100 65
W19 
185 т.
35
Добавим в операцию воды из расчета 0,5 т на 1 т твердого – 60 т.
По разнице определим количество воды в продукте 18:
W18  315 185 130 т.
Определим содержание твердого в этом продукте
T18 
20100
14 %.
20130
Вернемся к расчетам операций IX, VI, V, IV.
Операция IX. Вторая перечистка концентрата
Перенесем данные по продукту 18 из операции X. Воду в операцию не добавляем. По разнице определяем количество воды в продукте 16:
W16  610  255  355 т.
Вычислим содержание твердого в этом продукте
57
I16 
60100
15 %.
60355
Операция V. Первая перечистка концентрата
Перенесем все данные по продукту 16 из операции IX добавим в
операцию воды 100 т.
По разнице найдем количество воды в продукте 10.
W10  970  370  600 т.
Рассчитаем в нем содержание твердого
T10 
100 100
15 %.
100  600
Операция IV. Основная флотация
Перенесем все данные по продукту 10 из операции V. добавим в
операцию воды 50 т.
По разнице найдем количество воды в продукт 8.
W8  3792 515  3277 т.
Найдем в нем содержание твердого
T8 
950 100
 22 %.
950 3277
Операция VI. Контрольная флотация
Перенесем все данные по продукту 8 из V операции. Воду в операцию не добавляем.
По разнице найдем количество воды в продукте 12:
W12  3277 142  3135 т.
Вычислим содержание твердого в продукте 12:
T12 
900 100
 22 %.
900 3135
58
Операция XI. Сгущение концентрата
Перенесем все данные по продукту 19 из X операции.
Назначим содержание твердого в продукте 21 – 60 % и найдем в
нем количество воды
10040
W21 
 67 т.
60
Расчет операции приостановим, т. к. неизвестно количество
фильтрата – продукт 22.
Операция XII. Фильтрование
Перенесем все данные по продукту 21 из операции XI. Назначим
содержание твердого в продукте 23 – 90 % и вычислим в нем количество воды
100 10
W23 
11 т.
90
По разнице найдем количество фильтрата (продукт 22)
W22  67 11  56 .
Вернемся к расчету операции XI.
Операция XI. Сгущение концентрата
Перенесем данные по продукту 22 из операции XI. Добавим воды
– 50 тонн.
По разнице найдем количество слива (продукт 20)
W20  291 67  224 т.
Операция XIII. Сушка
Перенесем все данные по продукту 23 из операции XII. Назначим
содержание твердого в продукте 25 – 97 % и определим количество
воды в нем
W25 
100 3
 3 т.
97
59
По разнице найдем количество пара (продукт 24)
W24 11 3  8 т.
Расчет схемы окончен.
Для проверки правильности расчета и определения суточного
расхода воды составим баланс воды.
Таблица 4.6
Баланс воды
Наименование продуктов и операций
Количество
воды, т
Вода с исходной рудой
31
Вода в измельчение
Вода в поверочную
классификацию
Вода в контрольную
классификацию
Вода в основную флотацию
Вода в первую перечистку
Вода в классификацию
цикла доизмельчения
Вода в третью перечистку
Вода в сгущение
Итого:
382
2460
Наименование
продукта и операции
Вода с отвальными
хвостами
Слив сгустителя
Со сгущенным концентратом
Пар
127
Количество
воды, т
3135
224
3
8
50
100
110
60
50
3370
Итого:
3370
Баланс воды сходится абсолютно, что свидетельствует о правильности расчета шламовой схемы.
Расход воды на хозяйственно-бытовые нужды составляет 10 % от
расхода воды на технологические нужды или 337 т. Общий расход
воды будет:
3370  337  3707 м3
В том числе оборотной воды около 50 % или 1850 м3.
60
Удельный расход воды на 1 тонну руды составит
3707
 3,7 м3, в
1000
том числе свежей 1,9 м3.
Рассчитаем объем пульпы всех продуктов шламовой схемы по
формуле
V
Q
W .

Для данного случая =2,7 т/м3. Результаты расчета округляем до
1 м . Внесем полученные результаты в табл. 4.5. расчета шламовой
схемы (графы 8 и 16).
3
61
5. ВЫБОР И РАСЧЕТ
ФЛОТАЦИОННОГО ОБОРУДОВАНИЯ
Выбор и технологический расчет флотационного оборудования
являются составной частью технологического проектирования флотационных обогатительных фабрик [5].
Выбор типоразмеров флотомашин зависит от ряда факторов, среди которых важнейшими являются флотируемость минералов, тонина
помола руды перед флотацией, физические параметры руды, а также
производительность фабрики и результаты исследования руды на обогатимость.
Исходными данными при расчете будут: количественная и шламовая схемы флотации и результаты лабораторных, укрупненных, полупромышленных и промышленных испытаний руды, предназначенной для переработки на проектируемой фабрике.
5.1. Выбор типоразмера флотомашин
Для флотации руд цветных металлов могут быть применены флотационные механические машины ФМ, пневмомеханические ФПМ и
пневматические (аэролифтные) ФП.
Выбор типа флотомашин зависит от флотационных свойств руды,
плотности руды, тонины помола руды, поступающей на флотацию, и
содержания твердого в пульпе, а также от характера операции.
Для основной и контрольной операции при грубом помоле (до 40
% – 74 мкм), высокой плотности и большом содержании твердого в
пульпе (35 – 40 %) предпочтительнее механические флотомашины.
При более тонком помоле и меньшем содержании твердого в пульпе
предпочтительнее пневмомеханические машины.
Для руд монометаллических, легко флотируемых, при среднем и
тонком помоле и содержании твердого в пульпе менее 30 % следует
выбирать пневматические машины.
Для перечистных операций, если в основной флотации установлены механические или пневмомеханические машины, следует устанавливать механические машины.
При выборе для основной флотации пневматических машин для
перечисток следует устанавливать также пневматические машины.
Для выбора размера механических или пневмомеханических машин необходимо произвести расчет по потоку пульпы.
62
Для этого следует определить минутный дебит пульпы, поступающей на операцию основной и контрольной флотаций на одну секцию, по формуле
V
,
Vм 
m1440
где Vм – минутный дебит пульпы, м3;
V – объем пульпы, поступающей на операцию в сутки по всей
фабрике, м3 (берется из рассчитанной шламовой схемы);
m – количество секций (определяется количеством мельниц первой стадии измельчения).
Полученный минутный дебит Vм сравнивается с объемом камер
стандартных флотомашин. Vм должен находится в пределах от 1,2 до 2
объемов одной камеры механической или от 1,5 до 3 объемов камеры
пневмомеханической машины. Например, минутный дебит пульпы
получился равным 5,5 м3. Ближайшие стандартные объемы камер механических машин составляют 6,3 и 3,26 м3.
Vм 1,2  6,3; Vм 1,7 3,26;
следовательно, необходимо устанавливать машины с объемом камеры
3,26 м3.
В случае, если минутный дебит превышает двойной объем камеры самой большой стандартной флотомашины Vk 12,5 м3, следует
выбирать максимальный размер машины и устанавливать их параллельно, разделяя поток пульпы на 2 или более машин в зависимости
от величины общего потока.
5.2. Расчет флотационных машин
Расчетом механических и пневмомеханических машин определяется количество камер выбранного типоразмера машин для каждого
цикла и операции в отдельности по формуле
n
Q( R  1 )t
V t
 ,

1440 Vk k 1440 Vk k
где n – число камер выбранного типоразмера машин;
63
V – суточный объем пульпы, м3 (принимается из рассчитанной
шламовой схемы);
t – время флотации, мин;
Vк – объем одной камеры флотомашины, м3;
k – коэффициент использования объема камеры (принимают
k = 0,7 – 0,75);
Q – суточная производительность машины по твердому, т/сут;
R – отношение Ж:Т (по массе) в пульпе.
Рассчитанное таким образом число камер следует округлять до
целого числа.
Необходимо, чтобы суммарное количество камер в основной и
контрольной флотациях было кратно 2 и не было менее 8.
Для каждой из перечистных операций минимальное количество
камер – 2; в исключительных случаях для последней перечистки допускается одна камера.
При этом общее количество камер на все перечистные операции
по каждому циклу должно быть кратным 2.
При установке флотомашин наибольшего размера с объемом камеры 12,5 м3 желательно, чтобы общее число камер на все операции
было кратно 6, т. к. эти машины комплектуются, как правило, по 6
камер в ряд.
Расчетом пневматических машин определяется общая длина машины каждого цикла и каждой операции в отдельности по формуле
L
V t
,
1440 S k
где L – длина флотомашины, м;
S – поперечное сечение машины, м2.
Полученная длина пневматической машины округляется до величины, кратной длине секции стандартной флотомашины.
Продолжительность флотации в отдельных операциях определяется по данным предварительных исследований флотируемости материала и практическим показателям обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное сырьё. Продолжительность флотации зависит
от аэрации пульпы. Если аэрация пульпы во флотационных машинах,
предназначенных к установке на проектируемой фабрике, отличается
от аэрации при исследованиях, то продолжительность флотации определяется по формуле
64
t  t0
a0
,
a
где t – продолжительность флотации в машинах, предназначенных к
установке на проектируемой фабрике, мин;
t0 – продолжительность флотации при исследованиях, мин;
а0 – аэрация пульпы при исследованиях, л/минм2;
а – аэрация пульпы в машинах, предназначенных к установке.
Контактные чаны и аппараты кондиционирования пульпы
Устанавливаются для перемешивания пульпы с реагентами. Расчет контактных чанов производится по формуле
n
Q( R  1 )t
V t
 ,

1440 Vk k 1440 Vk k
где t – требуемая продолжительность контакта пульпы с реагентом,
мин;
Vk – геометрический объем чана, м3;
k – коэффициент, равный 0,8 – 0,85.
Пример расчета флотационных машин
Выполнить технологический расчет флотационных машин по
рассчитанной шламовой схеме.
Исходные данные
– Количество пульпы, поступающей на флотацию, м3/сут:
 в основную флотацию песков 1783 м3/сут;
 в контрольную флотацию пескового цикла 1672 м3/сут;
 в основную флотацию шламового цикла 3225 м3/сут;
 в контрольную флотацию шламового цикла 3044 м3/сут;
 во вторую перечистку пескового цикла 123 м3/сут;
 в первую перечистку пескового цикла 289 м3/сут;
 в первую перечистку шламового цикла 352 м3/сут;
 во вторую перечистку шламового цикла 179 м3/сут.
– Время флотации:
 основная флотация песков – 20 мин;
 контрольная флотация песков – 15 мин;
65






основная флотация шламов – 18 мин;
контрольная флотация шламов – 15 мин;
первая перечистка пескового цикла – 12 мин;
вторая перечистка пескового цикла – 10 мин;
первая перечистка шламового цикла – 12 мин;
вторая перечистка шламового цикла – 10 мин.
Для основной и контрольной операций как пескового, так и шламового цикла в нашем случае наиболее целесообразно установить
пневмомеханические флотационные машины типа ФПМ.
Рассчитаем дебит пульпы для этих операций. По шламовой схеме
поступает в сутки пульпы:
во флотацию песков 1783 м3/мин
1783
1,24 м3/мин;
1440
в основную флотацию шламов 3225 м3 или
3225
 2,23 м3/мин;
1440
в контрольную флотацию пескового цикла 1672 м3 или
1672
1,16 м3/мин;
1440
в контрольную флотацию шламового цикла
3044
 2,11 м3/мин.
1440
Из условий наиболее эффективной работы пневмомеханических
флотационных машин дебит пульпы должен находится в пределах
(1,5 – 3) камеры.
Этим условиям для основной и контрольной флотации шламового
цикла отвечают машины ФПМ с объемом камеры 0,80 м3.
В целях унификации примем к установке как в песковом, так и в
шламовом циклах для основной и контрольной флотации флотомашины ФПМ-0,8.
66
Определим необходимое количество камер флотомашин для каждой операции.
Расчет выполняем по формуле
n
V t
.
1440 Vk k
Тогда необходимое количество камер будет:
для основной флотации песков
n1 
1783  20
 42 камеры;
1440 0,80 0,75
для контрольной флотации песков
n2 
1672 15
 29 камер (принимаем 30);
1440 0,80 0,75
для основной флотации шламов
n3 
3225 18
 67 камер (принимаем 68);
1440 0,850,75
для контрольной флотации шламов
n4 
3044 15
 53 камеры (принимаем 54).
1540 1,00,850,75
Таким образом, общее количество камер, необходимых для всех
основных и контрольных операций, составит 194 штуки. Для всех перечистных операций выбираем механические флотомашины типа ФМ.
Наиболее подходящими по габаритам являются флотомашины ФМ-04
с объемом камеры 0,4 м3.
Расчет выполняем по той же формуле.
Тогда необходимое количество камер будет:
для первой перечистки пескового цикла
n5 
280 12
 8,5 камеры, (принимаем 9);
1440 0,40,70
67
для второй перечистки пескового цикла
n6 
1236 10
 3 камеры;
1440 0,40,70
для второй перечистки шламового цикла
n7 
179 10
 4,5 камеры, (принимаем 5);
1440 0,40,7
для первой перечистки шламового цикла
n8 
352 12
10 камер.
1440 0,40,7
Таким образом, для всех перечистных операций требуется установить 28 камер флотомашины ФМ-0,4.
68
Литература
1. Разумов К. А., Перов В. А. Проектирование обогатительных фабрик.
М.: Недра, 1982, 518 с.
2. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы / Под
ред. О. С. Богданова, В. А. Олевского / 2-е изд. М.: Недра, 1982. 366 с.
3. Справочник по обогащению руд. Основные процессы / Под ред. О. С.
Богданова / М.: Недра, 1983. 381 с.
4. Ревазашвили Б. И., Райвич И. Д., Сажин Ю. Г. Расчеты технологических схем и выбор оборудования гравитационного и флотационного обогащения руд цветных металлов. Алма-Ата: КазПТИ, 1985. 80 с.
5. Федотов К. В., Никольская Н. И. Проектирование обогатительных
фабрик: Учебник для вузов. М.: Издательство "Горная книга", 2012. 536 с.
69