Флотационные методы обогащения

Характеристика основных методов выбора и технологического расчета схем обогащения руд цветных металлов и золота методом флотации, а также выбора и технологического расчета оборудования. Анализ примеров расчетов схем действующих обогатительных фабрик.

Рубрика Геология, гидрология и геодезия
Вид методичка
Язык русский
Дата добавления 05.02.2020
Размер файла 2,5 M

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО НАУКИ И ВЫСШЕГО ОБРАЗОВАНИЯ РФ

Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение

высшего образования

«СЕВЕРО-КАВКАЗСКИЙ ГОРНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ ИНСТИТУТ

(ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ)»

Кафедра «Горное дело»

ФЛОТАЦИОННЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ

УЧЕБНО-МЕТОДИЧЕСКОЕ ПОСОБИЕ

к выполнению курсового проекта по дисциплине

«Флотационные методы обогащения

Для студентов, обучающихся по направлению подготовки 21.05.04 - «Горное дело»

Специализация «Обогащение полезных ископаемых»

Квалификация выпускника специалист

Форма обучения - очная

Составитель: С.И. Евдокимов

ВЛАДИКАВКАЗ 2020

УДК 622.7.001.63(075.8)

Рецензент:

доктор технических наук, профессор

Северо-Кавказского горно-металлургического института

(государственного технологического университета)

Гегелашвили М.В.

Флотационные методы обогащения [Электронный ресурс]: Учебно-методическое пособие по выполнению курсового проекта по дисциплине «Флотационные методы обогащения» для студентов, обучающихся по направлению подготовки - 21.05.04 «Горное дело», специализация «Обогащение полезных ископаемых». Квалификация выпускника специалист. Форма обучения - очная / Сост.: С.И. Евдокимов; Северо-Кавказский горно-металлургический институт (государственный технологический университет). - Электрон. текст. дан. (1008 Кб). - Владикавказ: Северо-Кавказский горно-металлургический институт (государственный технологический университет), 2020.

Режим доступа: http://www.skgmi-gtu.ru/ru-ru/lib/resources/e-catalogues/ctl/DetailPublicationView/mid/3869?catalogID=4&publicationID=5db94370bc1f554f80e52ab8

Рассмотрены методы выбора и технологического расчета схем обогащения руд цветных металлов и золота методом флотации, а также выбора и технологического расчета оборудования. Приведены примеры расчетов схем действующих обогатительных фабрик. Предназначено в качестве учебно-методического пособия для студентов специализации "Обогащение полезных ископаемых", при изучении курса "Флотационные методы обогащения", а также при выполнении курсового и дипломного проектов.

Кафедра «Горное дело».

© Составление. ФГБОУ ВО СКГМИ (ГТУ), 2020

© Евдокимов С.И. составление, 2020

ОГЛАВЛЕНИЕ

  • 1 ОБЩАЯ ЧАСТЬ
  • 2 СОДЕРЖАНИЕ И ОБЪЁМ КУРСОВОГО ПРОЕКТА
  • 3 ТРЕБОВАНИЯ К РАСЧЁТАМ И ОФОРМЛЕНИЮ КУРСОВОГО ПРОЕКТА
  • 4МЕТОДИКА РАСЧЕТА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ФЛОТАЦИИ
  • 4.1 Пример 1: расчет технологической схемы обогащения свинцово-цинковой руды
  • 4.1.1 Расчет свинцового цикла флотации
  • 4.1.2 Расчет цинкового цикла флотации
  • 4.1.3 Обоснование реагентного режима флотации Pb-Zn руд
  • 4.1.4 Методика и пример расчета водно-шламовой схемы флотации. Баланс воды
  • 4.1.5 Методика и пример расчета требуемого числа флотационных машин по операциям флотации
  • 4.2 Пример 2: расчет технологической схемы обогащения золотосодержащих руд
  • 4.2.1 Выбор и обоснование технологической схемы флотации руд
  • Рис. 4.4 - Качественно-количественная схема рудоподготовки золотосодержащих руд
  • Рекомендуемые проектно-компоновочные решения отделения полусамоизмельчения приведены на рис. 4.5-4.7.
  • Рис. 4.5 - Установка мельницы МПСИ 9,2х3,9
  • Рис. 4.6 - Установка мельницы МПСИ 11,0х4,
  • Рис. 4.7 - Проектно-компоновочное решение цеха полусамоизмельчения
  • 4.2.2 Расчет схемы извлечения золота методом гравитации и флотации
  • 4.2.3 Расчет водно-шламовой схемы флотации
  • 4.2.4 Выбор и расчет оборудования для флотации
  • СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ
  • ПРИЛОЖЕНИЕ
  • 1 ОБЩАЯ ЧАСТЬ

Для закрепления знаний, полученных при изучении дисциплины «Флотационные методы обогащения», студент выполняет курсовой проект и при этом расширяет свой кругозор, приобретает практические навыки по расчётам схем, выбору и расчёту оборудования, приобретает умение пользоваться специальной литературой и справочными материалами. Курсовое проектирование направлено на подготовку студента к самостоятельному решению практических задач и к выполнению дипломного проекта.

Учебным планом отводится шесть недель на выполнение курсового проекта во время аудиторных занятий и три недели на оформление графической части и пояснительной записки (ПЗ).

На проверку преподавателем готового проекта (при одновременном предъявлении чертежей и ПЗ) отводится не менее суток. При выявлении ошибок и недоработок проект возвращается студенту для исправления. Причём в ПЗ изменения приводятся студентом на обратной стороне предыдущей страницы. Таким образом, в развороте ПЗ справа располагается начальное решение, а слева - результаты корректировки. После окончательной проверки преподаватель делает запись: «На защиту».

На кафедре «Горное дело» разработаны необходимые рекомендации по защите студентами курсовых, дипломных и прочих выпускных работ и проектов (в редакции Евдокимова С.И.).

Каждый студент при защите своей работы делает доклад в течении приблизительно пяти-семи минут и затем отвечает на вопросы преподавателей и присутствующих. Как правило, все защиты публичные.

2 СОДЕРЖАНИЕ И ОБЪЁМ КУРСОВОГО ПРОЕКТА

Курсовой проект представляется двумя частями: пояснительной запиской (ПЗ) и графикой.

ПЗ включает разделы:

- выбор и расчет исходных данных (таблица баланса металлов);

- выбор и расчёт качественной схемы флотации;

- расчёт водно-шламовой схемы флотации;

- выбор и расчёт требуемого числа флотомашин;

- выбор реагентного режима и расчёт оборудования для его дозирования в процесс;

-разработка компоновочного решения цеха флотации.

В данном случае проект является учебным. В исключительных случаях (по указанию преподавателя, одобренная преподавателем инициатива студента, заявка производства) темой курсового проекта может быть решение конкретной практической задачи, в таком случае обязательные разделы в ПЗ указываются руководителем проектирования в задании.

Графическая часть проекта состоит из чертежей схемы цепи аппаратов и качественно-количественной схемы, компоновочного (-ных) чертежа (-ей) одного из корпусов рудоподготовки (по указанию руководителя).

Особенности данного курсового проектирования:

1) в основу положена переработка руд цветных металлов и золота;

2) исходными данными для расчетов процессов и схем являются результаты практики обогащения руд цветных металлов и золота на действующих ЗИФ;

3) выполняемые в данном курсовом проекте расчёты приемлемы только на стадии проектирования Обоснования инвестиций (технико-экономического обоснования - ТЭО);

4) наименование цеха, для которого студент разрабатывает компоновочный чертёж, определяется преподавателем после составления студентом и объяснения принимаемых решений по схеме цепи аппаратов.

3 ТРЕБОВАНИЯ К РАСЧЁТАМ И ОФОРМЛЕНИЮ КУРСОВОГО ПРОЕКТА

3.1 Пояснительная записка оформляется на листах формата А4 (210х297мм) в соответствии с ГОСТ 2.104-68 и 2.105-79.

Примечание - торговый формат может не совпадать с чертёжным.

3.2. Цвет пасты (чернил) должен быть постоянным по всей ПЗ. Допускается выполнение ПЗ с помощью компьютерной техники.

3.3. Рекомендуемый порядок разделов ПЗ следующий:

-титульный лист;

-содержание;

-задание;

-введение;

-основной текст записки;

-заключение;

-список литературы.

3.4. Расчёты надо приводить в ПЗ по форме:

а) ссылка на литературу и общий вид формулы, при этом формула записывается в отдельную строку симметрично тексту и справа указывается в круглых скобках номер формулы. Пояснения каждого символа даются с новой строки и в той последовательности, в которой символы приведены в формуле. Первая строка пояснения начинается со слова «где» и без двоеточия после него. Пояснения даются в том случае, когда они не пояснены ранее в тексте;

б) пример расчёта для однотипных вариантов расчёта и полный расчёт для неповторяющегося варианта;

в) сводная расчётная таблица;

г) технико-экономическое сравнение вариантов;

д) изложения окончательного решения.

3.5. Точность расчётов:

а) выход продукта (, %) - два знака после запятой;

б) массовая доля класса (содержание компонента) (, %) - один знак после запятой;

в) производительность (, т/ч; т/сут.) - в основном три значащие цифры;

д) размеры отверстий просеивающих поверхностей должны соответствовать нормальным машиностроительным рядам R10, R20… и дополнительным по ГОСТ 6613-86;

е) округление следует производить в следующих пределах:

±1мм - размер загрузочных и разгрузочных отверстий (щелей);

±3мм - размер максимальных кусков, выходящих из дробилки.

Примечание - после записи какого-либо значения в округлённой форме, т.е. после знака «тильда», следует использовать в дальнейших расчётах и выводах этот параметр только в округлённом виде.

3.6. В расчётах принимаются следующие обозначения:

г - выход продукта обогащения (концентрата, промпродукта, хвостов), %

е - извлечение ценного компонента в один из продуктов обогащения (или потери с хвостами ценного компонента), %

б - содержание ценного компонента в исходной руде, %

в - содержание ценного компонента в концентрата или промпродукте, %

и - содержание ценного компонента в хвостах обогащения, %

Qф - годовая производительность фабрики по руде, млн. т в год

Qч - часовая производительность цеха флотации, т/ч

Qчо - часовая производительность оборудования цеха флотации, т/ч

i - степень концентрации в операции обогащения

д - плотность твердого, т/м3

Wв - расход воды, м3/ч

Wт - расход твердого, т/ч (м3/ч)

Wп - расход пульпы, т/ч (м3/ч)

tф - время флотации, мин

к - коэффициент заполнения флотационной камеры, доли ед.

ф - время пребывания пульпы в флотационной камере, мин

Т - процент твердого, %

R - разжижение пульпы, доли ед.

с - концентрация реагента, %

q - расход флотационного реагента, г/т

tа - время агитации пульпы с флотационным реагентом, мин

Vп - объем пульпы, м3

Vф - требуемый объем флотационных машин, м2

n - номер продукта по схеме;

Qn - масса n-го продукта (производительность), т/ч или т/сут.;

n и ґn - выход и частный выход n-го продукта, % или д. ед.;

б­d , вn­d , вn+d - массовая доля (содержание) компонента (класса) в исходном или в n- ом продукте, % или д.ед.;

е -извлечение ценного компонента, % или д.ед.;

t - время флотации, мин;

ф - время пребывания пульпы в одной камере, мин;

V - объем флотокамеры, куб.м;

q - расход флотореагента, г/т.

3.7. Порядок расчётов: в каждом случае сначала выполняются операции с выходами и выражены как массовые доли, и лишь затем определяются значения производительности по продуктам.

3.8. В тексте ПЗ должны быть ссылки на литературу (в соответствии со списком, приводимым в конце ПЗ), на таблицы, на рисунки, на разработанные чертежи.

4МЕТОДИКА РАСЧЕТА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ ФЛОТАЦИИ

При выполнении курсового проекта по дисциплине «Флотационные методы обогащения» и при дипломном проектировании студентам необходимо выбрать, обосновать выбор и рассчитать схему флотации и требуемое технологическое оборудование, обеспечивающее функционирование данной схемы.

Метод расчета количественных схем флотации может применяться также для расчетов любых процессов обогащения. Различия в расчетах схем обогащения для разных процессов могут состоять лишь в выборе исходных показателей, на основании которых производят расчеты.

Методические указания имеют целью оказать студентам помощь в выборе численных значений некоторых искомых показателей, которые устанавливаются (назначаются) анализом результатов исследовательских работ по изучению обогатимости сырья и практических показателей обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное сырье.

Задание на курсовое проектирование формулируется, к примеру, следующим образом: «Проект цеха флотации обогатительной фабрики производительностью 10,4 млн. т в год для переработки медно-никелевых руд в условиях Норильской фабрики № 1». Таким образом, в данном случае Норильская обогатительная фабрика № 1 является фабрикой-аналогом. Ориентируясь на современные достижения в области техники и технологии обогащения в данном случае медно-никелевых руд, а также с учетом технико-экономических показателей работы фабрики-аналога, студент выполняет проектирование цеха флотации обогатительной фабрики заданной производительности (которая, как правило, отличается от производительности фабрики-аналога).

Теоретической частью для методических указаний является курс лекций по дисциплинам «Флотационные методы обогащения», «Проектирование обогатительных фабрик», «Технология обогащения руд цветных металлов».

Исходными данными для выбора и расчета схемы флотации являются:

1. тип обогащения полезного ископаемого (руды);

2. годовая производительность фабрики по руде, Qф, млн. т в год;

3. содержание в исходной руде ценного компонента (или компонентов), б, %;

4. характеристика товарной продукции (концентратов).

Исходные данные в виде задания на курсовой проект студенту выдает преподаватель.

Далее студент выбирает, согласуя с руководителем курсового проекта, фабрику-аналог, которая перерабатывает руды, в которых содержание ценного компонента (компонентов) примерно равно заданному преподавателем.

Технологическая схема флотации фабрики-аналога принимается за основу. Студент выполняет критический анализ технологической схемы флотации фабрики-аналога и вносит предложения по ее совершенствованию. Предложения по совершенствованию технологической схемы флотации должны основываться на публикациях в периодической научно-технической литературе, в которых разработаны рекомендации по совершенствованию технологической схемы обогащения данных руд.

Совершенствование технологической схемы флотации должно иметь результатом:

1. снижение себестоимости получения товарной продукции (концентратов) за счет, например,:

снижения расхода электроэнергии;

повышения извлечения ценных компонентов в концентрат;

повышения качества товарной продукции (концентратов);

сокращения расхода флотационных реагентов;

замены дорогостоящих реагентов без снижения технологических показателей;

комплексного использования сырья;

применения нового флотационного оборудования;

2. улучшение экологической обстановки в районе промплощадки.

Исходные данные для расчета технологической схемы флотации оформляются в виде таблицы баланса металлов. В таблицу баланса металлов студент заносит:

1.наименование продуктов обогащения, которые планируется получать на проектируемой фабрике;

2.принимается качество товарной продукции проектируемой фабрики - концентрата (концентратов), то есть принимается на основе данных фабрики-аналога содержание ценных компонентов в концентрате и содержание в них вредных примесей (содержание вредных примесей в концентратах должно отвечать требованиям, которые предъявляют к ним потребители - металлургические предприятия);

3.на основе данных фабрики-аналога принимается извлечение ценных компонентов в концентраты и взаимные потери металлов. Извлечение ценных компонентов в концентраты должно приниматься с учетом рекомендаций по совершенствованию технологической схемы флотации, которое вносит студент на основе рекомендаций, выявленных им в периодической научно-технической литературе. Особенно приветствуется случай, когда совершенствование технологической схемы флотации основывается на результатах собственных лабораторных исследований.

Совершенствование технологической схемы флотации заключается в получении дополнительной товарной продукции - золотосодержащего пиритного концентрата, выделяемого совместно с крупным галенитом из разгрузки мельницы. Данное мероприятие внедрено на фабрике-аналоге, а технологические показатели, достигнутые за счет его применения, опубликованы в периодической литературе.

4.1 Пример 1: расчет технологической схемы обогащения свинцово-цинковой руды

За фабрику-аналог принята Мизурская ОФ, перерабатывающая свинцово-цинковые руды Садоно-Згидской группы месторождений. В таблице 4.1 приведен баланс металлов с учетом практики работы МОФ.

Таблица 4.1 - Технологические показатели обогащения руды на проектируемой ОФ

№ про-дукта

Наименование продукта

Выход ,%

Содержание, %

Извлечение е, %

Pb

Zn

Au

Pb

Zn

Au

19

31

5

35

1

Pb конц.

Zn конц.

Au конц.

Отв. хвост.

Исх. руда

1,60

2,71

0,379

95,311

100,0

74,0

2,72

7,9

0,014

1,30

2,1

52,0

4,4

0,043

1,50

45,9

7,2

101,7

0,10

1,40

91,0

5,7

2,3

1,0

100,0

2,2

94,0

1,1

2,7

100.0

52,2

13,9

27,5

6,1

100,0

Целью расчета схемы флотации является определение требуемого числа флотационных камер в каждой операции флотации.

Последовательность расчетов состоит в следующем. Таблица баланса металлов представляет собой исходные данные для расчета количественной схемы флотации: на ее основе рассчитывают выхода всех продуктов флотации, используя которые далее рассчитывают водно-шламовую схему, которая в свою очередь является исходными данными для расчета требуемого числа флотационных камер в каждой операции флотации.

4.1.1 Расчет свинцового цикла флотации

Методика расчета количественной схемы флотации состоит в том, что на основе известных содержаний ценных компонентов в продуктах определяют их количество - выход. Практикуется поцикловой расчет схемы флотации: в данном случае рассчитывают сначала свинцовый цикло флотации, а затем - цинковый.

Расчет свинцового цикла флотации заключается в определении выходов:

в основной операции флотации (в операции получения чернового свинцового концентрата);

в цикле доводки чернового свинцового концентрата - в операциях перечистки чернового свинцового концентрата;

в цикле контрольных операций флотации, предназначенных для доизвлечения металлов из хвостов основной операции флотации.

Методика расчета выходов продуктов обогащения состоит в том, что:

на основании данных таблицы баланса металлов и показателей работы фабрики-аналога задаются содержанием металлов во всех продуктах основного цикла свинцовой флотации;

составляют уравнение баланса металла (свинца) по продуктам обогащения, получаемым в цикле основной флотации;

решают уравнение баланса металла, определяя выход продуктов обогащения, получаемых в операции основной свинцовой флотации, - концентрата и хвостов.

Проектируемая схема свинцового цикла флотации приведена на рис. 4.1.

Рис. 4.1 - Качественно-количественная схема свинцового цикла флотации

Рекомендации:

1.степень концентрации металла (свинца) в основной свинцовой флотации должна составлять от 10 до 20;

2.выход промежуточных продуктов - хвостов основной свинцовой флотации - должен быть на уровне 85-90 %;

3.каноническая схема флотации предусматривает, что промежуточные продукты - камерный продукт операции перечистки чернового свинцового концентрата и пенный продукт контрольной операции флотации - будут возвращаться в цикл основной операции флотации, что повышает содержание металлов в голове процесса, но одновременно увеличиваются и потери металла с хвостами цикла. Поэтому следует рассматривать возможность организации открытого цикла основной флотации как специальной части проекта.

Составим уравнение баланса по золоту:

Решим его с целью определения продукта № 6 и извлечения в него золота:

Определим выход продукта № 23 и извлечение в него золота, задавшись содержанием золота в продуктах № 1, 5 и 19:

В результате операции основной свинцовой флотации получены продукты обогащения - черновой (грубый) свинцовый концентрат и хвосты. Черновой свинцовый концентрат должен быть доведен по качеству, то есть Содержание свинца в черновом свинцовом концентрате должно быть повышено до требуемой величины, определяемой таблицей баланса металлов. Это повышение содержания металла в черновом концентрате называют доводкой, которую осуществляют с помощью операций флотации, называемых перечистными.

Методика расчета операций доводки чернового (грубого) свинцового концентрата - перечисток - состоит в следующем.

Расчет сводится к определению выхода промежуточных продуктов - хвостов перечистки (иногда их называют камерными продуктами, имея в виду, что из камеры выходит пенный продукт - концентрат). В зависимости от качества чернового концентрата, число перечисток может быть разным. В рассматриваемом примере принимаются три операции перечистки. Исходными данными для расчета являются: содержание металла в пенных и камерных продуктах флотации. Ими задаются, исходя из степени концентрации - отношения содержания металла в конечном продукте к содержанию металла в исходном продукте.

Расчет операций цикла доводки - перечисток - начинают с последней (в данном случае с третьей перечистки), так как содержание свинца в товарном концентрате известно (из таблицы баланса металлов). Составим уравнение баланса металла (свинца) по операции третьей перечистки:

Решим это уравнение и определим выход продуктов № 30 и 33.

Зададимся содержанием свинца в концентрате (№32) и хвостах второй операции перечистки (№ 27) и составим баланс металла по операции:

Определим выход концентрата и хвостов операции первой перечистки, решив это уравнение:

Расчет операции I перечистки сводится к определению выходов продуктов № 25 и 29. Для их определения составляют баланс свинца по продуктам обогащения, получаемым в результате выполнения операции I перечистки:

Численное решение этого уравнения имеет вид:

Рекомендации: после расчета всех выходов операции основной свинцовой флотации и операций перечисток следует обратить внимание на то, что абсолютная величина выхода продукта не должна превышать 5-10 %. В противном случае содержание свинца в продуктах обогащения следует изменить (изменить степень концентрации) и расчеты выполнить вновь. Это требование связано с тем, что при проектировании большого выхода продукта потребуется установить дорогостоящие флотационные камеры большого объема, что неоправданно увеличивает капитальные затраты и расход электроэнергии на процесс флотации.

Эта рекомендация может не учитываться только при обогащении особенно труднообогатимых руд (колчеданных медно-цинковых и т.д.).

Для уменьшения потерь флотируемого минерала с хвостами основной флотации проводят контрольные операции флотации.

Из таблицы баланса металла известно содержание свинца в хвостах свинцового цикла. Поэтому составим сначала уравнение баланса металла по операции второй контрольной флотации:

Определим выход продуктов № 37 и 38:

Расчет I контрольной операции сводится к определению выходов продуктов № 34 и 36

,

которые находят из уравнения баланса:

В операции II основной Pb флотации необходимо определить выход продуктов № 21 и 24 по уравнению баланса:

Величина выхода концентрата (продукт № 24) и хвостов (продукт № 21) составляет

,

что не превышает допустимых величин (93,35 % < 85-95 % и 3,31 % < 5-10 %).

Отличие расчета первой операции свинцового цикла (I основной Pb флотации) состоит в том, что составляют уравнение баланса металла по этой операции

Расчет операции I основной Pb флотации сводится к определению выхода продукта №13 и содержанию металла в этом же продукте:

и определяют содержание свинца в продукте № 13:

4.1.2 Расчет цинкового цикла флотации

Расчетная схема цинкового цикла флотации приведена на рис. 4.2.

Рис. 4.2 - Качественно-количественная схема цинкового цикла флотации

Баланс цинка по операции III Zn перечистки:

Решение уравнения для определения выхода продуктов № 47 и 49 и извлечения Zn в продукт № 47:

Баланс цинка по операции II Zn перечистки:

Определение выхода продуктов № 44 и 48 и извлечения в них цинка:

Баланс цинка по операции I Zn перечистки:

Расчет операции I Zn перечистки сводится к определению выходов продуктов №42 и 45 и извлечению Zn в продукт №45:

Численное решение уравнения баланса:

Баланс цинка по операции II контрольной Zn:

Расчет операции II контрольной Zn флотации сводится к определению выходов продуктов №53 и 54, а так же извлечению Zn в эти продукты:

Определяем выход продуктов № 53 и 54:

Определяем извлечение цинка в продукты № 53 и 54:

Расчет операции I контрольной Zn флотации сводится к определению выходов продуктов №50 и 52, а так же извлечению Zn в эти продукты. Баланс цинка по операции I контрольной Zn:

Численное решение уравнения баланса цинка с определением выхода продуктов № 50 и 52 и извлечения в них цинка:

В заключение составляем уравнение баланса металла по операции основной цинковой флотации, которая одновременно является первой проверкой правильности расчета количественной схемы флотации (первая проверка по выходам):

Расчет прошел первую проверку по выходам.

Составляем уравнение баланса по количеству металла, которое одновременно является второй проверкой правильности расчета количественной схемы флотации (проверка по количеству металла):

Расчет прошел вторую проверку.

4.1.3 Обоснование реагентного режима флотации Pb-Zn руд

Обогащение свинцово-цинковой руды ведем по схеме прямой селективной флотации. Это значит, что сначала подавляют флотацию минералов цинка (в основном представленных сфалеритом) и извлекают минералы свинца (в основном представленные галенитом). Затем из хвостов свинцового цикла флотации после активации извлекают минералы цинка. Минералы пустой породы и пирит переводят в отвальные хвосты (рис. 4.3).

Рис. 4.3 - Принятый реагентный режим флотации руды

Для подавления минералов цинка применяют смесь цианистого натрия с цинковым купоросом. Для активации минералов цинка используют медный купорос.

В качестве собирателя используют бутиловый ксантогенат натрия.

В качестве пенообразователя используют Оксаль Т-80.

Активацию минералов цинка проводят после загрузки извести.

4.1.4 Методика и пример расчета водно-шламовой схемы флотации. Баланс воды

Примем в расчетах следующие обозначения:

n- номер продукта

- отношение жидкого к твердому по массе численно равное массе H2 O на 1т твердого с продуктом, м3 в единицу времени.

- расход добавляемой воды с продуктом, м3 в единицу времени.

- влажность продукта, %

- содержание твердого, %

- плотность твердого в продукте, т/м3

- производительность по объему пульты, м3 в единицу времени

- удельный расход продуктам, м3 /т

Основные расчетные формулы (2.28-2.33) 1:

Исходные показатели принимаются исходя из опыта работы аппаратов на действующей фабрике-аналоге. Рекомендуемый удельный расход воды на 1м3 /т твердого приведен на стр.82 1.

Ориентировочное содержание твердого по массе в операциях и продуктах приведено в табл.2.24. 1 и табл. 20 2.

Методика расчета водно-шламовой схемы:

1. Выбираем численные значения исходных показателей.

2. Составляем вспомогательную таблицу, куда записываем производительность по продуктам по данным расчета качественной схемы обогащения и исходных показателей для расчета.

3. По формуле 2.28 1 рассчитываем и записываем во вспомогательную таблицу производительность Н2О для тех продуктов операции, для которых согласно исходным показателям известно, значение .

4. Определяем удельный расход Н2О, поступающей с питанием (для ведения технологического процесса).

5. По уравнениям баланса определяем производительность по Н2О в отдельных операциях или с отдельными продуктами и подсчитываем расход дополнительной воды. Во всех операциях, где он неизвестен.

6. По формуле 2.29 1 подсчитываем для всех продуктов, операций.

7. По формуле 2.23 1 подсчитываем производительность по объему пульпы для всех продуктов и операций.

8. Результаты расчета водно-шламовой схемы оформляем в виде таблицы и графика.

9. Составляем баланс Н2О для технологических целей. Баланс общей Н2О:

- количество Н2О, поступающей с исходным сырьем.

- суммарное количество Н2О, добавляемой в процесс.

- суммарное количество Н2О, уходящей из процесса с конечным продуктом.

Расход общей воды на ОФ:

.

10. Определяем дополнительный расход воды на неучтенные цели (слив полов, промывка аппаратов), его принимаем равным 10-15% от расхода на технологические цели.

11. Определяем удельный расход воды на 1 т обогащенного полезного ископаемого.

12. Вычисляем расход свежей воды, учитывая расход добавляемой оборотной воды:

где - расход свежей воды;

- суммарное количество оборотной воды, в качестве которой используют слив сгустителя и фильтрат.

Определяем количество воды, добавляемой в отдельные технологические операции, и количество воды в отдельных продуктах.

Определяем по уравнению баланса воды для операций I (I-ой основной Pb флотации):

Таблица 4.2 - Исходные данные для расчета вводно-шламовой схемы

I группа. Оптимальные значения R, которые необх. обеспечить

II группа. Нерегулируемые значения R

III группа. Нормы расхода свежей воды в отд. операциях.

Свинцовый цикл флотации

R1=3,036

R15=0,282

R18=3,830

R57=0,111

R59=1,940

RIII=0,538

RV=3,874

RVI=7,950

RVII=3,179

RVIII=2,588

RX=0,666

RXI=3,8887

RXII=4,214

R6=3,036

R20=0,282

R15=0,282

R27=2,030

R17=0,538

R13=13,480

R30=1,632

R19=1.222

R36=3,000

R38=3,545

R24 =2,448

Для транспорта концентрата в сгуститель IIX=2,059м3/т,

Цинковый цикл флотации

RXIII=4,278

RXIV=3,886

RXV =3,745

RXVI=3,014

RXVIII=0,563

RXIX =4,278

RXX =4,482

R62 =0,136

R42 =2,333

R44 =2,125

R47 =1,778

R31 =1,326

R42=0,136

R52= 2,846

R54=3,348

Для транспорта концентрата сгуститель

Значение получилось отрицательным. Это показывает, что воду нужно не добавлять, а наоборот удалять, т.е. чтобы обеспечить заданное оптимальное значение , необходимо ввести операцию сгущения. Учитывая, что убыток воды составляет лишь незначительную часть от оптимального ее количества, в операции I, от сгущения питания основной флотации отказывается, тогда

Таблица 4.3 - Водно-шламовая схема (Рв цикл флотации)

Наименование

продуктов

Вы-

ход,

, %

Про-цент

твер-дого,

Т

Раз-жиже-

ние,

R=

1-Т/Т

Массовый расход, т/ч

пп

твер-дого, Q=Qф

воды, W=

Q.R

пульпы, V=

Q+W

1

2

3

4

5

6

7

8

Основная Рв флотация

Поступают:

1

Слив классифик-ра

100

35

1,857

372,5

691,7

1064,2

4

Хв. I Рв перечистки

8,28

20

4,000

30,8

121,8

152,6

10

К-т I контр. Рв фл.

7,38

25

3,000

27,5

82,5

110,0

Вода

28,0

28,0

Итого

115,66

32

2,125

430,8

924,0

1354,8

Выходят:

2

К-т осн. Рв флотац.

9,48

29

2,448

35,3

86,4

121,7

3

Хв. осн. Рв флотац.

106,18

32

2,125

395,5

837,6

1233,1

Итого

115,66

32

2,125

430,8

924,0

1354,8

I Рв перечистка

Поступают:

2

К-т осн. Рв флотац.

9,48

29

2,448

35,3

86,4

121,7

6

Хв. II Рв переч-ки

2,96

21

3,762

11,0

41,9

52,9

Вода

25,0

25,0

Итого

12,44

23

3,348

46,3

153,3

199,6

Выходят:

5

К-т I Рв переч-ки

4,16

33

2,030

15,5

31,5

47,0

4

Хв. I Рв переч-ки

8,28

20

4,000

30,8

121,8

152,6

Итого

12,44

23

3,348

46,3

153,3

199,6

II Рв перечистка

Поступают:

5

К-т I Рв переч-ки

4,16

33

2,030

15,5

31,5

47,0

8

Хв. III Рв переч-ки

0,73

19

4,263

2,7

11,3

14,0

Вода

10,9

10,9

Итого

4,89

25

3,000

18,2

53,7

71,9

Выходят:

7

К-т II Рв переч-ки

1,93

38

1,632

7,2

11,8

19,0

6

Хв. II Рв переч-ки

2,96

21

3,762

11,0

41,9

52,9

Итого

4,89

25

3,000

18,2

53,7

71,9

III Рв перечистка

Поступают:

7

К-т II Рв переч-ки

1,93

38

1,632

7,2

11,8

19,0

Вода

5,0

5,0

Итого

1,93

30

2,333

7,2

16,8

24,0

Выходят:

9

К-т III Рв переч-ки

1,20

45

1,222

4,5

5,5

10,0

8

Хв. III Рв переч-ки

0,73

19

4,263

2,7

11,3

14,0

Итого

1,93

30

2,333

7,2

16,8

24,0

I контрольная Рв флотация

Поступают:

3

Хв. осн. Рв флотац.

106,18

32

2,125

395,5

837,6

1233,1

12

К-т II контр. Рв фл.

18,35

22

3,545

68,4

242,5

310,9

Итого

124,53

30

2,333

463,9

1080,1

1544,0

Выходят:

10

К-т I контр. Рв фл.

7,38

25

3,000

27,5

82,5

110,0

11

Хв. I контр. Рв фл.

117,15

30

2,333

436,4

997,6

1434,0

Итого

124,53

30

2,333

463,9

1080,1

1544,0

II контрольная Рв флотация

Поступают:

11

Хв.I контр. Рв фл.

117,15

30

2,333

436,4

997,6

1434,0

Итого

117,15

30

2,333

436,4

997,6

1434,0

Выходят:

12

К-т II контр. Рв фл.

18,35

22

3,545

68,4

242,5

310,9

13

Хв. II контр. Рв фл.

98,8

33

2,030

368,0

755,1

1123,1

Итого

117,15

30

2,333

436,4

997,6

1434,0

Сгущение Рв концентрата

Поступают:

9

К-т III Рв переч-ки

1,20

45

1,222

4,5

5,5

10,0

29

Фильтрат

2,7

2,7

Итого

1,20

35

1,857

4,5

8,2

12,7

Выходят:

27

Сгущ. Рв конц-т

1,20

60

0,667

4,5

3,0

7,5

26

Слив Рв сгустит-ля

5,2

5,2

Итого

1,20

35

1,857

4,5

8,2

12,7

Фильтрация Рв концентрата

Поступают:

27

Сгущ. Рв конц-т

1,20

60

0,667

4,5

3,0

7,5

Итого

1,20

60

0,667

4,5

3,0

7,5

Выходят:

28

Кек Рв конц-та

1,20

93

0,0753

4,5

0,3

4,8

29

Фильтрат

2,7

2,7

Итого

1,20

60

0,667

4,5

3,0

7,5

БАЛАНС ВОДЫ ПО Рв ЦИКЛУ ФЛОТАЦИИ:

ПОСТУПАЕТ, т/чВЫХОДИТ, т/ч

1. 1 Слив классификатора691,71. 28 Кек Рв концентрата0,3

2. Вода в осн. Рв флотацию28,02. 26 Слив Рв сгустителя5,2

3. Вода в I Рв перечистку25,03. 13 Хвосты II Рв контрольной755,1

4. Вода в II Рв перечистку10,9

5. Вода в III Рв перечистку5,0

_____________________________________________________________

ИТОГО ПОСТУПАЕТ760,6ИТОГО ВЫХОДИТ760,6

Таблица 4.4 - Водно-шламовая схема (Zn цикл флотации)

Наименование

продуктов

Вы-

ход,

, %

Про-цент

твер-дого,

Т

Раз-жиже-

ние,

R=

1-Т/Т

Массовый расход, т/ч

пп

твер-дого, Q=Q

воды, W=

Q.R

пульпы V=

Q+W

1

2

3

4

5

6

7

8

Основная Zn флотация

Поступают:

13

Хв. II Рв контр. фл.

98,8

33

2,030

368,0

754,8

1122,8

15

Хв. I Zn перечистки

7,66

17,1

4,842

28,5

138,0

166,5

22

К-т I контр. Zn фл.

14,7

25

3,000

54,9

164,7

219,6

Вода

38,0

38,0

Итого

121,19

29,2

2,427

451,4

1095,5

1546,9

Выходят:

14

К-т осн. Zn флотац.

10,01

28

2,571

37,3

95,9

133,2

21

Хв. осн. Zn флотац.

111,15

29,3

2,414

414,1

999,6

1413,7

Итого

121,19

29,2

2,427

451,4

1095,5

1546,9

I Zn перечистка

Поступают:

14

К-т осн. Zn флотац.

10,01

28

2,571

37,3

95,9

133,2

17

Хв. II Zn переч-ки

4,02

18,8

4,309

14,9

64,2

79,1

Вода

26,0

26,0

Итого

14,03

21,9

3,565

52,2

186,1

238,3

Выходят:

16

К-т I Zn переч-ки

6,37

33

2,030

23,7

48,1

71,8

15

Хв. I Zn переч-ки

7,66

17,1

4,842

28,5

138,0

166,5

Итого

14,03

21,9

3,565

52,2

186,1

238,3

II Zn перечистка

Поступают:

16

К-т I Zn переч-ки

6,37

33

2,030

23,7

48,1

71,8

19

Хв. III Zn переч-ки

1,22

18,4

4,422

4,5

19,9

24,4

Вода

17,0

17,0

Итого

7,59

24,9

3,014

28,2

85,0

113,2

Выходят:

18

К-т II Zn переч-ки

3,57

39

1,564

13,3

20,8

34,1

17

Хв. II Zn переч-ки

4,02

18,8

4,309

14,9

64,2

79,1

Итого

7,59

24,9

3,014

28,2

85,0

113,2

III Zn перечистка

Поступают:

18

К-т II Zn переч-ки

3,57

39

1,564

13,3

20,8

34,1

Вода

9,0

9,0

Итого

3,57

30,9

2,241

13,3

29,8

43,1

Выходят:

20

К-т III Zn переч-ки

2,35

47

1,128

8,8

9,9

18,7

19

Хв. III Zn переч-ки

1,22

18,4

4,422

4,5

19,9

24,4

Итого

3,57

30,9

2,241

13,3

29,8

43,1

I контрольная Zn флотация

Поступают:

21

Хв. осн. Zn флотац.

111,15

29,3

2,414

414,1

999,6

1413,7

24

К-т II контр. Zn фл.

19,8

22

3,545

73,6

260,9

334,5

Итого

130,93

27,9

2,55

487,7

1260,5

1748,2

Выходят:

22

К-т I контр. Zn фл.

14,7

25

3,000

54,9

164,7

2196

23

Хв. I контр. Zn фл.

116,25

28,3

2,532

432,

1095,8

1528,6

Итого

130,93

27,9

2,585

487,7

1260,5

1748,2

II контрольная Zn флотация

Поступают:

23

Хв.I контр. Zn фл.

116,25

28,3

2,532

432,

1095,8

1528,6

Итого

116,25

28,3

2,532

432,

1095,8

1528,6

Выходят:

24

К-т II контр. Zn фл.

19,8

22

3,545

73,6

260,9

334,5

25

Хв. II контр. Zn фл.

96,45

30,1

2,324

359,2

834,9

1194,1

Итого

116,25

28,3

2,532

432,

1095,8

1528,6

Сгущение Zn концентрата

Поступают:

20

К-т III Zn переч-ки

2,35

47

1,128

8,8

9,9

18,7

33

Фильтрат

3,8

3,8

Итого

2,35

39,1

1,557

8,8

13,7

22,5

Выходят:

31

Сгущ. Zn конц-т

2,35

64

0,563

8,8

5,0

13,8

30

Слив Zn сгустит-ля

8,7

8,7

Итого

2,35

39,1

1,557

8,8

13,7

22,5

Фильтрация Zn концентрата

Поступают:

31

Сгущ. Zn конц-т

2,35

64

0,563

8,8

5,0

13,8

Итого

2,35

64

0,563

8,8

5,0

13,8

Выходят:

32

Кек Zn конц-та

2,35

88

0,136

8,8

1,2

10,0

33

Фильтрат

3,8

3,8

Итого

2,35

64

0,563

8,8

5,0

13,8

БАЛАНС ВОДЫ ПО Zn ЦИКЛУ ФЛОТАЦИИ

ПОСТУПАЕТ, т/ч ВЫХОДИТ, т/ч

1. 13 Хвосты II Рв контрольной 754,8 1. 32 Кек Zn концентрата 1,2

2. Вода в осн. Zn флотацию 38,0 2. 30 Слив Zn сгустителя8,7

3. Вода в I Zn перечистку 26,0 3. 25 Хвосты II Zn контрольной(отвальные хвосты) 834,9

4. Вода в II Zn перечистку 17,0

5. Вода в III Zn перечистку 9,0

ИТОГО ПОСТУПАЕТ 844,8ИТОГО ВЫХОДИТ844,8

4.1.5 Методика и пример расчета требуемого числа флотационных машин по операциям флотации

Расчет флотомашины проводится по следующим формулам:

Vпульпы = .

где д - удельный вес для данной операции, м3/т.

Данные для расчета берем для каждой операции из водно-шламовой схемы.

Минутный объем пульпы

Vмин = Vпульпы/1440, м3/мин.

Временем флотации в каждой операции задаемся согласно опытным данным.

Vнеобх= (Vмин·К1·t)/К2, м3,

где К1 - коэффициент аэрации;

К2 - коэффициент заполнения камеры пульпой;

t - время флотации, мин.

В операциях межцикловой, основной и контрольной флотаций на фабриках большой и средней производительности целесообразна установка пневмомеханических машин, обеспечивающих большую скорость флотации по сравнению с механическими. Эти же машины следует устанавливать в перечистных операциях при большом выходе пенных продуктов.

В операциях основных и контрольных флотаций, на продуктах крупностью менее 0,15 мм (60 % класса -74 мкм), могут применяться пневматические машины. Их применением сдерживается из-за ненадежной конструкции аэраторов. Машины рекомендуется устанавливать при недостатке рабочей площади на реконструируемых фабриках, не более трех камер на операцию.

На фабриках малой производственной мощности при отсутствии воздушного хозяйства, а также в перечистных операциях и циклах разделения коллективного концентрата с относительно небольшими выходами целесообразно применение механических машин. Они обеспечивают безнасосный возврат промпродуктов по замкнутой схеме и подсос пенных продуктов из предыдущей перечистки в последующую.

При использовании пневмомеханических и механических машин в операциях основной и контрольной флотации необходимо, чтобы общее число камер в операциях было не менее 6-8, а время пребывания пульпы в одной камере флотационной машины не превышало 0,5-0,7 мин. Для операций перечистки указанные ограничения могут не соблюдаться.

Таблица 4.5 - Расчет минутного объема пульпы

Наименование операции флотации

Плотность твердого,

т/м3

Твердого

Воды,

т/м3

Пульпы,

т/м3

Минутный объем пульпы, м3/мин

т/ч

т/м3

Основная флотация Рb

2,7

159,3

59,0

406,4

465,4

7,76

I перечистка Рb

2,8

3,3

1,2

10,5

11,7

0,20

II перечистка Рb

2,9

2,2

0,8

5,5

6,3

0,11

Контр.флотация Рb

2,6

156,6

60,2

401,0

461,2

7,69

Основная флотация Zn

2,6

164,9

63,4

483,5

546,9

9,12

I перечистка Zn

2,9

22,3

7,7

66,2

73,9

1,23

II перечистка Zn

3,0

10,5

3,5

26,2

29,7

0,50

Контр.флотация Zn

2,6

147,3

56,7

444,0

500,7

8,35

Дофлотация Zn

2,8

43,5

15,5

152,4

167,9

2,80

Таблица 4.6 - Расчет требуемого объема пульпы

Наименование операции флотации

Минутный объем пульпы, м'/мин

Время

флотации,

мин.

Коэффициент

Требуемый объем пульпы, м 3

аэрации

заполнения

камеры

Основная флотация Рb

7,76

20

1,25

0,9

215,6

I перечистка Рb

0,20

10

1,25

0,8

зд

II перечистка Рb

0,11

8

1,25

0,8

1,4

Контрольн. флотация Рb

7,69

20

1,25

0,9

213,6

Основная флотация Zn

9,12

30

1,25

0,9

380,0

I перечистка Zn

1,23

15

1,25

0,8

28,8

II перечистка Zn

0,50

10

1,25

0,8

7,8

Контрольн. флотация Zn

8,35

20

1,25

0,9

231,9

Дофлотация Zn

2,80

18

1,25

0,8

78,8

Таблица 4.7 - Расчет требуемого числа камер флотомашин

Наименование операции Флотации

Требуемый объем пульпы, м3

Время пребывания пульпы в камере, мин

Оптималь-ный объем камеры, м3

Требуемое число камер

ФПМ

3.2

ФМ

0.2

ФМ

1.2

Основная флотация Рb

215,6

0,5

3,9

18

I перечистка Рb

зд

0,7

од

4

II перечистка Рb

1,4

0,7

0,1

2

Контрольн. флотация Рb

213,6

0,5

3,8

18

Основная флотация Zn

380,0

0,5

4,6

30

I перечистка Zn

28,8

0,7

0,9

6

II перечистка Zn

7,8

0,7

0,4

2

Контрольн. флотация Zn

231,9

0,5

4,2

20

Дофлотация Zn

78,8

0,5

1,4

8

Всего камер

94

6

8

4.2 Пример 2: расчет технологической схемы обогащения золотосодержащих руд

4.2.1 Выбор и обоснование технологической схемы флотации руд

За фабрику-аналог принята ЗИФ, перерабатывающая упорные золотосодержащие руды месторождения Павлик (Магаданская обл.).

Технологическая схема переработки руд включает операции рудоподготовки на основе мельниц полусамоизмельчения, выделение золота в цикле измельчения гравитационными методами, извлечение золота из хвостов гравитации методом флотации с использованием ксантогената, интенсивное цианирование гравио- и флотоконцентратов, сорбцию золота на уголь, элюирование золота по методу Задра, электроосаждение и плавку.

На рис. 4.4 приведена принятая в настоящем проекте схема рудоподготовки, которая не отличается от схемы на фабрике-аналоге.

Выхода промпродуктов в схеме рудоподготовки приняты с учетом практики работы действующей ЗИФ.

В качестве основного оборудования для извлечения золота методом гравитации в цикле измельчения принята отсадка. Отсадку выполняют в две стадии - золото извлекают после мельницы полусамоизмельчения и после шаровой мельницы.

Рис. 4.4 - Качественно-количественная схема рудоподготовки золотосодержащих руд

Рекомендуемые проектно-компоновочные решения отделения полусамоизмельчения приведены на рис. 4.5-4.7.

Рис. 4.5 - Установка мельницы МПСИ 9,2х3,97

Рис. 4.6 - Установка мельницы МПСИ 11,0х4,9

Рис. 4.7 - Проектно-компоновочное решение цеха полусамоизмельчения

4.2.2 Расчет схемы извлечения золота методом гравитации и флотации

Черновой гравитационный концентрат подвергают глубокой доводке с получением «золотой головки», содержащей до 10 % золота (рис. 4.8).

В табл. 4.8 приведен баланс золота по продуктам флотации. Показатели процесса приняты по данным, опубликованным в периодической научно-технической печати.

Таблица 4.8 - Таблица баланса золота

Наименование

Выход, г, %

Содержание, в, %

г·в

Извлечение, е

11

C хвосты

96

1,394

133,8

94,89

23

Дофлот. хвосты

20,09

0,141

2,83

2,03

22

Au хвосты

72,31

0,175

12,65

9,07

18

Au концентрат

3,6

31,57

113,65

83,79

Перед флотацией золота (рис. 4.10) из руды выделяют уголь (таблица 4.9). Углистые вещества флотируются без собирателя, при подаче только вспенивателя. Степень концентрации по углероду при получении сланцевого (органического) продукта может превышать 10; при этом в угольный концентрат извлекается до 20 % наиболее активного свободного углерода и незначительное количество сульфидов (от 1 до 2 %). Получаемый затем сульфидный концентрат содержит вдвое меньше углерода. При выходе сланцевого продукта 1,0 % с ним теряется 2,0 % золота при содержании 10,0 г/т (рис. 4.9).

Таблица 4.9 - Таблица баланса угля

Наименование

Выход, г, %

Содержание, в, %

г·в

Извлечение, е

1

Исходная руда

97

1,41

136,7

100

11

C хвосты

96

1,394

133,8

94,89

8

C концентрат

1

2,91

2,91

5,11

Рис. 4.8 - Качественно-количественная схема доводки чернового гравиоконцентрата

Рис.2.4 - Качественно-количественная схема флотации угля

Рис. 4.9 - Качественно-количественная схема флотации угля

Рис. 4.10- Качественно-количественная схема флотации золота

Гравио- и флотоконцентрат перерабатывают по схеме рис. 4.11.

Рис. 4.11 - Схема переработки флото- и гравиоконцентратов

Очищенный от золота уголь цианистой обработкой пропитывают разбавленным раствором азотной или соляной кислот для повышения его сорбционной активности за счет удаления карбоната кальция (рис. 4.12).

Рис. 4.12 - Схема термической регенерации угля

Катодные осадки, скапливающиеся на дне электролизных ванн, будут обезвоживаться на фильтр-прессе, сушиться и переплавляться в плавильной печи на слиток сплава Доре. Схема переработки представлена на рис. 4.13.

Рис. 4.13 - Схема металлургической переработки катодного золота и «золотой головки»

IIперечистка С

I перечистка С

Контрольная флотация С

Контрольная флотация Au

II перечистка Au

I перечистка Au

Дофлотация

4.2.3 Расчет водно-шламовой схемы флотации

Определяем часовую производительность фабрики по формуле:

где Qг - производительность фабрики в год, N- число часов работы фабрики в год.

Таблица 4.10 - Таблица баланса руды и воды

Наименова-ние продукта

Вы-ход, г, %

Про-центтвер-дого,Т

Раз-жи-же-ние,R

Массовый расход, т/ч

твер-дого,Q

воды,W

пульпы,V

Основная флотацияугля

Поступает

1

Слив класси-фикатора

97

35

1,857

554

1028,8

1582,8

7

Хвосты I перечистки

0,69

13,9

6,195

3,89

24,1

24,1

10

К-т I контр. Cфлотации

1,99

25

3,0

11,4

34,2

45,6

Вода

284,6

284,6

Итого

99,7

29,3

2,409

569,3

1371,7

1937,1

Выходит

3

К-т основной С флотации

1,69

29

2,418

9,6

23,5

33,1

4

Хв. основной С флотации

97,99

29,3

2,409

559,7

1348,2

1904

Итого

99,7

29,3

2,409

569,3

1371,7

1937,1

I Cперечистка

Поступает

3

К-т основной С флотации

1,69

29

2,418

9,6

23,5

33,1

9

Хв. II Спереч.

0,40

17,4

4,760

2,29

10,9

13,2

Вода

5,9

5,9

Итого

2,09

22,8

3,389

11,89

40,3

52,2

Выходит

6

К-т I Спереч.

1,40

33

2,030

8,0

16,2

24,2

7

Хв. I Cпереч.

0,69

13,9

6,195

3,89

24,1

28

Итого

2,09

22,8

3,389

11,89

40,3

52,2

IICперечистка

Поступает

6

К-т I Спереч.

1,40

33

2,030

8,0

16,2

24,2

Вода

4,0

4,0

Итого

1,40

28,4

2,525

8,0

20,2

28,2

Выходит

8

К-т IIСпереч.

1,0

38

1,632

5,71

9,32

15,0

9

Хв. II Спереч.

0,40

17,4

4,760

2,29

10,9

13,2

Итого

1,40

28,4

2,525

8,0

20,2

28,2

I контрольная С флотация

Поступает

4

Хв. основной С флотации

97,99

29,3

2,409

559,7

1348,2

1904

Итого

97,99

29,3

2,409

559,7

1348,2

1904

Выходит

10

К-т I контр. Cфлотации

1,99

25

3,0

11,4

34,2

45,6

11

Хв. I контр. С флотации

96

29,4

2,396

548,3

1314

1858,4

Итого

97,99

29,3

2,409

559,7

1348,2

1904

Сгущение С концентрата

Поступает

8

К-т IIСпереч.

1,0

38

1,632

5,71

9,32

15,0

30

Фильтрат

3,5

3,5

Итого

1,0

30,8

2,245

5,71

12,82

18,5

Выходит

31

Сгущ. С к-т

1,0

58

0,724

5,71

4,13

9,84

32

Слив Ссгуст.

8,7

8,7

Итого

1,0

30,8

2,245

5,71

12,82

18,5

Фильтрация С концентрата

Поступает

31

Сгущ. С к-т

1,0

58

0,724

5,71

4,13

9,84

Итого

1,0

58

0,724

5,71

4,13

9,84

Выходит

33

КекС к-та

1,0

90

0,111

5,71

0,63

6,34

30

Фильтрат

3,5

3,5

Итого

1,0

58

0,724

5,71

4,13

9,84

Основная Auфлотация

Поступает

11

Хв. I контр. С флотации

96

29,4

2,396

548,3

1314

1858,4

24

К-т Auдофл.

7,18

35

1,857

41,0

76,1

117,1

Вода

294,7

294,7

Итого

103,2

25,9

2,859

589,3

1684,8

2270,2

Выходит

13

К-т основной Auфлотации

10,6

36

1,777

60,5

107,5

168,0

14

Хв. основной Auфлотации

92,6

25,1

2,983

528,8

1577,3

2102,3

Итого

103,2

25,9

2,859

589,3

1684,8

2270,2

IAuперечистка

Поступает

13

К-т основной Auфлотации

10,6

36

1,777

60,5

107,5

168,0

19

Хв. IIAuперечистки

2,65

24,6

3,066

15,1

46,3

61,4

Вода

37,8

37,8

Итого

13,25

28,3

2,534

75,6

191,6

267,2

Выходит

16

К-т IAuперечистки

6,25

40

1,5

35,7

53,6

89,3

17

Хв. I Auперечистки

7,0

22,4

3,459

39,9

138,0

1779,0

Итого

13,25

28,3

2,534

75,6

191,6

267,2

IIAuперечистка

Поступает

16

К-т IAuперечистки

6,25

40

1,5

35,7

53,6

89,3

Вода

17,9

17,9

Итого

6,25

33,3

2,0

35,7

71,5

107,2

Выходит

18

К-т IIAuперечистки

3,6

45

1,222

20,6

25,2

45,8

19

ХвII Auперечистки

2,65

24,6

3,066

15,1

46,3

61,4

Итого

6,25

33,3

2,0

35,7

71,5

107,2

I контрольная Auфлотация

Поступает

14

Хв. основной Auфлотации

92,6

25,1

2,983

528,8

1577,3

2102,3

Итого

92,6

25,1

2,983

528,8

1577,3

2102,3

Выходит

20

К-т Iконтр. Auфлотации

20,29

28

2,571

113,2

291,0

404,2

22

ХвIконтр. Auфлотации

71,31

24,4

3,095

415,6

1286,3

1697,0

Итого

92,6

25,1

2,983

528,8

1577,3

2102,3

Дофлотация

Поступает

17

Хв. IAuперечистки

7,0

22,4

3,459

39,9

138,0

1779,0

20

К-т Iконтр. Auфлотации

20,29

28

2,571

113,2

291,0

404,2

Вода

77,9

77,9

Итого

27,29

23,3

3,3

155,8

513,9

669,7

Выходит

24

К-т Auдофл.

7,18

35

1,857

41,0

76,1

117,1

23

Хв. Auдофл.

20,11

20,7

3,831

112,1

429,5

541,6

Итого

27,29

23,3

3,3

155,8

513,9

669,7

Сгущение Auконцентрата

Поступает

18

К-т IIAuперечистки

3,6

45

1,222

20,6

25,2

45,8

29

Фильтрат

11,91

11,91

Итого

3,6

35,7

1,801

20,6

37,11

57,71

Выходит

27

Сгущ. Au к-та

3,6

60

0,666

20,6

13,7

34,3

26

Слив Auсгустителя

23,4

23,4

Итого

3,6

35,7

1,801

20,6

37,11

57,71

Фильтрация Auконцентрата

Поступает

27

Сгущ. Auк-та

3,6

60

0,666

20,6

13,7

34,3

Итого

3,6

60

0,666

20,6

13,7

34,3

Выходит

28

КекAuк-та

3,6

92

0,087

20,6

1,79

22,39

29

Фильтрат

11,91

11,91

Итого

3,6

60

0,666

20,6

13,7

34,3

Составим баланс воды.

Поступает, т/ч:

1.Слив классификатора: 1028,8

2. Вода в основную С флотацию: 284,6

3. Вода в IС перечистку: 5,9

4. Вода в IIС перечистку: 4,0

5. Вода в основную Auфлотацию: 294,7

6. Вода в IAuперечистку: 37

7. Вода в IIAu перечистку: 17

8. Вода в дофлотацию: 77,9

Итого: 1749,9

Выходит, т/ч:

1. Кек С концентрата: 0,63

2. Слив С сгустителя: 8,7

3. КекAu концентрата: 1,79

4. Слив Auсгустителя: 23,4

5. Хв. Auфлотации: 1286,3

6. Хв. дофлотации: 429,5

Итого: 1750

4.2.4 Выбор и расчет оборудования для флотации

В табл. 4.11 приведены результаты расчета минутного объема пульпы.

Таблица 4.11 - Расчет минутного объема пульпы

Наименование операции флотации

Плотностьтвердого, т/м

Поступает, м/ч

Минутный объемпульпы, м3/мин

твердое

вода

пульпа

Осн. С флотация

2,7

569,3

210,9

1371,7

1582,6

26,3767

I C перечистка

3,0

11,89

3,96

40,3

44,26

0,7377

II C перечистка

3,3

8,0

2,42

20,2

22,62

0,377

Контр. С флотац

2,6

559,7

215,3

1348,2

1563,47

26,058

Осн. Au флотация

2,7

589,3

218,3

1684,8

1903,06

31,718

I Au перечистка

3,1

75,6

24,39

191,6

215,99

3,5998

II Au перечистка

3,4

35,7

10,5

71,5

82,0

1,367

Контр. Au флотац

2,5

528,8

211,5

1577,3

1788,82

29,814

Дофлотация

2,8

155,8

41,36

513,9

555,26

9,254

В табл. 4.12 приведены результаты расчета требуемого объема пульпы.

Таблица 4.12 Расчет требуемого объема пульпы

Операцияфлотации

Минутный объем пульпы, м3/мин

Время флотации, мин

Коэффициент

Требуемый объем пульпы, м

аэрации

заполнения камеры

Осн. С флотация

26,3767

25

1,25

0,9

915,858

I C перечистка

0,7377

20

1,25

0,8

23,053

II C перечистка

0,377

18

1,25

0,8

10,603

Контр. С флотац.

26,058

20

1,25

0,9

723,833

Осн. Au флотация

31,718

24

1,25

0,9

1014,976

I Au перечистка

3,5998

19

1,25

0,8

106,869

II Au перечистка

1,367

17

1,25

0,8

34,859

Контр. Au флотац.

29,814

19

1,25

0,9

786,758

Дофлотация

9,254

23

1,25

0,9

283,789

В табл. 4.13 приведены результаты расчета требуемого числа флотомашин.

Таблица 4.13 - Расчет требуемого числа флотомашин

Наименование операции флотации

Требуемый объем пульпы, м3

Время пребывания пульпы в камере, мин

Оптимальный объем одной камеры, м3

Тип флотома-шины

Осн. С флотация

915,858

0,5

13,188

RCS 15 (61)

I C перечистка

23,053

0,7

0,516

RCS 08 (29)

II C перечистка

10,603

0.7

0,264

RCS 08 (14)

Контр. С флотац.

723,833

0,5

13,029

RCS 15 (49)

Осн. Au флотация

1014,976

0,5

15,859

RCS 20 (51)

I Au перечистка

106,869

0,7

2,520

RCS 3 (36)

II Au перечистка

34,859

0,7

0,907

RCS 3 (12)

Контр. Au флотац

786,758

0,5

14,907

RCS 15 (53)

Дофлотация

283,789

0,7

6,478

RCS 10 (29)

Исходя их расчетов, выбираем следующие виды флотационных машин:RCS 08 - 43 шт., RCS 3 - 48 шт., RCS 10 - 29 шт., RCS 15 - 163 шт.,RCS 20 - 51 шт.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

1. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик: В 2 кн./Редкол, : О.Н.Тихонов и др. - М.: Недра,1988.-Кн.1/В.Ф.Баранов, П.С.Вольфсон, П.И.Круппа и др.- с.374: ил.

2. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики./Под ред. О.С.Богданова, Ю.Ф.Ненарокомова, 2 изд., перераб. и доп.М.: Недра, 1984. 358с.

3. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. Учебник для ВУЗов. 4 изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1982. 518с.

4. Разумов К.А. Проектирование обогатительных фабрик. Изд. 3, перераб. и доп. М.: Недра, 1970. 592 с.

5. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы./Под ред. О.С.Богданова, В.А.Олевского, 2 изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1982. 366 с.

6. Справочник по обогащению руд. Основные процессы./Под ред. О.С.Богданова, 2 изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1983. 381 с.

7. Справочник по обогащению руд. Специальные и вспомогательные процессы, испытания обогатимости, контроль и автоматика./Под. ред. О.С. Богданова, В.Н. Ревнивцева, 2 изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1983. 376 с.

8. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик: в 2 кн./Редкол. О.Н.Тихонов и др.-М.: Недра, 1988.- кн.2/ Г.И. Адамов, В.Ф.Баранов, Б.П.Бутусов и др. - 341 с.: ил.

9. Андреев С.Е., Перов В.А., Зверевич П.В. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. 3 изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1980. 415 с.

10. Фоменко Т.Г. Гравитационные процессы обогащения полезных ископаемых. М.: Недра, 1966. 332 с.

11. Абрамов А.А. Флотационные методы обогащения. М.: Недра, 1984. 383 с.


Подобные документы

  • Анализ рудоподготовительного процесса в горнодобывающей промышленности. Методы обогащения полезных ископаемых. Основные понятия и назначение операций грохочения. Особенности процессов дробления, измельчения. Выбор технологии и оборудования дробления руды.

    курсовая работа [738,4 K], добавлен 14.05.2014

  • Расчет количественной схемы дробления, грохочения и измельчения. выбор основного оборудования для обогащения руды. Особенности проведения расчетов данных и выбора грохота, дробилки, мельниц и спиральных классификаторов для работы обогатительной фабрики.

    курсовая работа [190,6 K], добавлен 26.06.2011

  • Изучение вещественного состава руды. Требования к качеству концентрата. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схем. Выбор и расчет мельниц для измельчения, гидроциклонов и флотационных машин. Затраты на строительство обогатительной фабрики.

    курсовая работа [279,0 K], добавлен 27.12.2012

  • Характеристика вещественного состава руд Волдинского месторождения. Выбор и обоснование технологической схемы обогащения, дробления и измельчения руды. Выбор основного и вспомогательного оборудования: дробилок, грохота, флотомашин, мельниц и сушилок.

    дипломная работа [231,4 K], добавлен 16.08.2011

  • Обоснование способа обогащения, расчет вспомогательного оборудования. Описание и промышленные испытания Индийской бентонитовой глины "Ашапура". Опробование, контроль и автоматизация технологического процесса. Экономика и организация работы подразделения.

    дипломная работа [311,5 K], добавлен 09.10.2014

  • Нахождение в природе редкоземельных металлов. Производство и добыча в мире и в России. Применение редкоземельных металлов. Характеристика Томторского месторождения. Приборы, содержащие редкоземельные металлы. Гидрометаллургическая схема обогащения.

    реферат [306,7 K], добавлен 19.11.2013

  • Описание автоматизированной системы обогащения алмазосодержащей руды. Структурная схема сепаратора алмазов, программное обеспечение. Подбор элементов и расчет надежности. Практическое освоение методики оптимизации логических схем и оценки их надежности.

    курсовая работа [1,3 M], добавлен 24.12.2013

  • Особенности выбора оборудования для добычи угля в условиях ОАО "шахта Распадская". Методика расчета нагрузки на очистной забой, а также количества воздуха для проветривания выемочного участка. Специфика организации работ по борьбе с пылью на участке.

    дипломная работа [650,8 K], добавлен 07.09.2010

  • Измельчение дробленых золотосодержащих руд, мельницы и классификаторы. Принципы выбора схемы дробления. Основные факторы, влияющие на выбор технологии извлечения золота и серебра из руд. Основные технологические схемы золотоизвлекательных фабрик.

    контрольная работа [793,0 K], добавлен 16.04.2017

  • Обзор метода обогащения полезных ископаемых, основанного на разной плотности разделяемых компонентов и тяжёлой среды. Характеристика тяжелых сред. Принцип действия сепаратора. Регенерация суспензии. Технологические схемы обогащения углей в тяжелых средах.

    реферат [100,1 K], добавлен 21.04.2014

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.