Обогатительная фабрика производительностью 1,5 млн. т/год для переработки медно-цинковой руды Гайского месторождения

аналогично:

аналогично:

Принципиальная схема флотации

Рис.3.10

3.2.4 Расчет количественной схемы флотации и обезвоживания

Цель расчета заключается в определении выходов всех продуктов схемы. Задаемся содержанием ценных компонентов в продуктах флотации с учетом степени концентрации i полученных компонентов в каждой операции.

Расчет схемы флотации ведем: меди по медной флотации, цинка по цинковой, серы по пиритной флотации, начиная с конечных операций. Характер расчета рассмотрим на примере расчета медного цикла флотации:

Расчет медного цикла

- задаемся.

Продукты, поступающие в одну операцию, принимаются с примерно равным содержанием ценного компонента: в22=2,5%; в21=1,2%; в25=7%.

П перечистная флотация:

I перечистная флотация:

;

Контрольная флотация

Аналогично рассчитываем цинковый и пиритный цикл флотации. Результаты расчетов приведены в табл. 3.4.

Результаты расчетов схемы обезвоживания приведены в табл. 3.4.

Выбор и обоснование схемы флотации произведен в пункте 3.1.3.

Выбор схемы обезвоживания см. в пункте 3.1.3.

Таблица 3.4 Результаты расчета количественной схемы флотации и обезвоживания

Входит	Выходит
Наименование продукта	Выход, %	Содержание, %	Наименование продукта	Выход, %	Содержание, %
		Cu	Zn	S			Cu	Zn	S
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10
Основная медная флотация
15.слив классиф 21.хв.1 переч. 22.к-т контр.	100,00 11,00 27,74	1,20 1,20 2,50	3,00 - -	26,00 - -	18. к-т осн. 19. хв. осн.	16,80 121,94	7,00 0,70	- -	- -
Итого	138,74	1,46	-	-	Итого	138,74	1,46	-	-
Контрольная флотация
19. хв. осн.	121,94	0,70	-	-	22. к-т контр. 23. хв. контр.	27,74 94,20	2,5 0,17	- 3,02	- 27,46
Итого	121,94	0,70	-	-	Итого	121,94	0,70	-	-
I перечистная флотация
18. к-т осн. 25. хв.2 переч.	16,80 6,96	7,00 7,00	- -	- -	20.к-т 1 переч. 21. хв.1 переч.	12,76 11,00	12,00 1,20	- -	- -
Итого	23,76	7,00	-	-	Итого	23,76	7,00	-	-
П перечистная флотация
20. к-т 1 переч.	12,76	12,00	-	-	25.хв.2.переч. 24.к-т 2 переч.	6,96 5,80	7,00 18,00	- 2,67	- 2,22
Итого	12,76	12,00	-	-	Итого	12,76	12,00	-	-
Сгущение
24.к-т 2 переч. 41. фильтрат	5,80 -	18,00 -	2,67 -	2,22 -	38.сгущ.прод. 39. слив	5,80 -	18,00 -	2,67 -	2,22 -
Итого	5,80	18,00	2,67	2,22	Итого	5,80	18,00	2,67	2,22
Фильтрование
38.сгущ.прод.	5,80	18,00	2,67	2,22	40. кек 41. фильтрат	5,80 -	18,00 -	2,67 -	2,22 -
Итого	5,80	18,00	2,67	2,22	Итого	5,80	18,00	2,67	2,22
Сушка
40. кек	5,80	18,00	2,67	2,22	42.концентрат 41. пар	5,80 -	18,00 -	2,67 -	2,22 -
Итого	5,80	18,00	2,67	2,22	Итого	5,80	18,00	2,67	2,22
Основная цинковая флотация
23. хв.контр.Cu 29.хв.1 переч. 30.к-т контр.	94,20 6,23 24,69	0,17 - -	3,02 3,00 4,50	27,46 - -	26. к-т осн. 27. хв. осн.	9,67 115,45	- -	19,00 2,00	- -
Итого	125,12	-	3,31	-	Итого	125,12	-	3,31	-
Контрольная флотация
27. хв.осн. Zn	115,45	-	12,00	-	30.к-т контр. 31.хв.контр.	24,69 90,76	- 0,16	4,50 1,32	- 28,47
Итого	115,45	-	12,00	-	Итого	115,45	-	2,00	-
I перечистная флотация
26.к-т осн. Zn	9,67 4,23	- -	19,00 19,00	- -	28.к-т 1 переч. 29. хв.1 переч.	7,67 6,23	- -	32,00 3,00	- -
Итого	13,90	-	19,00	-	Итого	13,90	-	19,00	-
П перечистная флотация
28. к-т 1 переч	7,67	-	32,00	-	33. хв.2.переч. 32.к-т 2 переч.	4,23 3,44	- 0,38	19,00 48,00	- 0,83
Итого	7,67	-	32,00	-	Итого	7,67	-	32,00	-
Сгущение
32. к-т 2 переч. 47. фильтрат	3,44 -	0,38 -	48,00 -	0,83 -	44.сгущ.прод 45.слив	3,44 -	0,38 -	48,00 -	0,83 -
Итого	3,44	0,38	48,00	0,83	Итого	3,44	0,38	48,00	0,83
Фильтрование
44.сгущ.прод.					46. кек 47. фильтрат	3,44 -	0,38 -	48,00 -	0,83 -
Итого	3,44	0,38	48,00	0,83	Итого	3,44	0,38	48,00	0,83
Сушка
46. кек					48. концентрат 49. пар	3,44 -	0,38 -	48,00 -	0,83 -
Итого	3,44	0,38	48,00	0,83	Итого	3,44	0,38	48,00	0,83
Основная пиритная флотация
31. хв.контр.Zn 36. к-т контр.	90,76 17,18	0,16 -	1,32 -	28,47 32,00	34. к-т осн. 35. хв. осн.	23,40 84,54	0,45 -	1,20 -	40,00 26,00
Продолжение табл. 3.4.
Итого	107,94	-	-	26,00	Итого	107,94	-	-	26,00
Контрольная флотация
35. хв. осн.	84,54	-	-	26,00	36. к-т контр. 37. хв. контр.	17,18 67,36	- 0,056	- 1,36	32,00 24,47
Итого	84,54	-	-	26,00	Итого	84,54	-	-	26,00
Сгущение
34. к-т осн. 53. фильтрат	23,40 -	0,45 -	1,20 -	40,00 -	50. сгущ.прод. 51. слив	23,40 -	0,45 -	1,20 -	40,00 -
Итого	23,40	0,45	1,20	40,00	Итого	23,40	0,45	1,20	40,00
Фильтрование
50. сгущ.прод	23,40	0,45	1,20	40,00	52. кек 53. фильтрат	23,40 -	0,45 -	1,20 -	40,00 -
Итого	23,40	0,45	1,20	40,00	Итого	23,40	0,45	1,20	40,00
Сушка
52. кек	23,40	0,45	1,20	40,00	54. концентрат 55. пар	23,40 -	0,45 -	1,20 -	40,00 -
Итого	23,40	0,45	1,20	40,00	Итого	23,40	0,45	1,20	40,00

3.2.5 Расчет водно-шламовой схемы и баланса воды

Расчет ведется для обеспечения оптимальных плотностей в операциях обогащения; определения количества воды, подаваемой в них; оценки плотности продуктов флотации; определения объемов пульпы и продуктов обогащения; для нахождения потребности воды на фабрике.

Для транспортирования ценных продуктов в желоба флотомашин добавляют воду, расход которой составляет 1 м3 на 1 т твердого. Предварительно рассчитывают часовую производительность главного корпуса по формулам (3.20), (3.21)

QЧ.Г.К.=1,0 • 1,5 • 106/ 336 • 1,0 • 24 = 186 т/ч

Расчет схемы начинается с того, что определяют содержание твердого в питании операции и в продуктах там, куда подается смывная вода. Ориентировочные весовые содержания твердого принимаем по практическим данным обогатительной фабрики. Исходя из принятых содержаний твердого рассчитывается количество воды в операциях, данные результатов заносятся в табл. 3.5.

Шламовая схема дает возможность составить баланс воды (см. табл. 3.5.). Суммарное количество воды, поступающее на фабрику, должно равняться суммарному количеству воды, уходящему с конечными продуктами.

h = Wк - Wруды (3.29)

Таблица 3.5 Баланс воды на фабрике

Поступает	т/ч	Выходит	т/ч
С исходной рудой	7,75	Отвальные хвосты	669,88
В измельчение I ст.	54,25	Слив сгущения медного концентрата	14,29
В классификацию I ст.	372,00	Слив сгущения цинкового концентрата	6,22
В классификацию П ст.	124,00	Слив сгущения пиритного концентрата	73,14
В I перечистную	31,25	Медный концентрат	0,45
Во П перечистную	23,73	Цинковый концентрат	0,27
В основную Zn флотацию	45,92	Пиритный концентрат	1,81
В 1 перечистную	17,99	Сушка медного концентрата	1,45
Во П перечистную	14,27	Сушка цинкового концентрата	1,33
В основную FeS2 флотацию	31,95	Сушка пиритного концентрата	5,87
ИТОГО	774,71	ИТОГО	774,71

Расход общей воды на фабрике составит:

h = 774,71 - 7,75 = 766,96 м3/ч

Общий расход воды с учетом расходов на уборку помещений и другие нужды:

h = 7,1 • 766,96 = 843,66 м3/ч

Всего в хвостохранилище направляется с продуктами воды:

669,88 + 93,65 = 763,53 м3/ч

С учетом климатических условий потери H2O в хвостах составят 10% 763,53 • (1 - 0,1) = 687,18 м3/ч.

Расход свежей воды:

843,66 - 687,18 м3/ч = 156,48 м3/ч

Удельный расход воды на обогащение 1 т руды составляет:

Технологической воды:

Свежей воды:

Оборотной воды:

Удельный расход воды находится в пределах допустимой нормы для флотационных обогатительных фабрик: 3 ?6 м3/т, следовательно, расход воды удовлетворяет условиям.

3.3. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОСНОВНОГО ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ОБОРУДОВАНИЯ

3.3.1 Выбор и расчет грохотов

Принят самосинхронизирующийся грохот тяжелого типа ГИСТ. необходимая площадь грохочения рассчитывается по формуле (114) [5]:

(3.30)

где Q - масса поступающей на грохочение руды, т/ч;

q - удельная производительность, м3/(м2 • ч);

сh - насыпная плотность, т/м3;

k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты (табл. 30 [5]).

Удельная производительность для самосинхронизирующегося грохота увеличивается в 1,65 раз по Разумову К.А. [5].

q = 22 • 1,65 = 36,3 м3/(ч • м2);

сh = 1,8 т/м3;

, при в-а/2 = в-6,5 = 36%;

, при в+а = в+13 = 42%;

m = 1,0; n = 1,0;

o = 1,0 - материал сухой и отверстия сита меньше 25 мм;

p = 1,0 - сухое грохочение

Определяем количество грохотов по формуле

ni = F/(Fi • кн/пит) (3.31)

где Fi- площадь грохота из каталога, м2;

кн. пит = 0.98.

ГИСТ 41, F = 4,5 м2, n = 7,99/(4,5 • 0.098) = 1,8 ? 2

ГИСТ 61, F = 10 м2, n = 7,99/(10 • 0,98) = 0,8 ? 1

К установке принимаем один грохот ГИСТ 61, так как сетки грохота установлены горизонтально, поправки на размер отверстий не вводим d=13 мм.

Выбор других типоразмеров грохотов требует значительных затрат по сравнению с выбранным грохотом. Для выбранного грохота производится проверка на толщину слоя по формуле [6] : h < 100 мм или 4 d

h = p + f (3,6 ? сh • Вр • v). мм (3.32)

где p - производительность грохота по надрешетному продукту, т/м3;

Вр - рабочая ширина грохота, м; Вр > В -0,15;

В - ширина просеивающей поверхности, м;

v - скорость движения материала по грохоту, м/с;

v = 0,5 - 0,63 м/с

ГИСТ 61 h = 252 / (3,6 • 1,8 • (2,0 - 0,15) • 0,55) = 38,22 < 4 • d

3.3.2 Выбор и расчет дробилок

Согласно приведенным расчетам схемы дробления, составлена табл. 3.6., в которой указаны данные для выбора и расчета дробилок.

Таблица 3.6 Данные для выбора дробилок

Наименование параметров	Стадии дробления
	I	II	Ш
Размер загрузочного отверстия, мм	960	324	92
Размер максимального куска в питании, мм	800	270	77
Размер загрузочной щели, мм	150	35	6
Производительность дробилки по питанию, т/ч	280	280	252

Этим требованиям удовлетворяют:

для I стадии дробления - ЩДП 12 х 15, ККД 1200/150;

для II стадии дробления - КСД 2200Гр;

для Ш стадии дробления - КМДТ-2200Т.

Расчет производительности и количества дробилок произведен по формулам:

Qдр = Qk • сh • kс • kf • kkp • kвл • kц , т/ч (3.33)

где Qk - производительность дробилки по каталогу, м3/ч;

сh - насыпная плотность руды, т/м3;

kс - поправочный коэффициент на плотность руды;

kf, kkp, kвл - поправочные коэффициенты на крепость, крупность, влажность руды в питании;

kц - коэффициент учета цикла дробления.

/ч (3.34)

или (3.35)

где Sном - номинальная разгрузочная щель, мм;

Sпр - проектная разгрузочная щель, мм.

Количество дробилок для i- ой стадии дробления определяется по формуле

ni = Qj / (Qдр. j • Kн.пит) (3.36)

где Kн.пит - коэффициент, учитывающий неравномерность питания,

Kн.пит = 0,98

Результаты расчетов сведены в табл. 3.8.

Пример расчета для дробилки КМДТ 2200 Т:

Третья стадия дробления в замкнутом цикле, следовательно, для нахождения Кц определяем:

dн = 13,7 (рис.3.9), б / dн = 13/13,7 = 0,95;

Таблица 3.7 Расчет дробилок по стадиям дробления

Стадия	Qj, т/ч	Типоразмер дробилки	сh, т/м3	Kt	Kкр	Квл	Кц	Qk, м3/ч	Qдр, т/ч	Кн.пит	Nрасч	Nприн
I	280	ККД 1200/150 ЩДП 12х15	1,8 1,8	1,00 1,00	1,084 1,084	1,00 1,00	1,00 1,00	680 280	1330 546	0,98 0,98	0,2 0,5	1 1
П	280	КСД 2200Гр	1,8	1,00	1,068	1,00	1,00	380	731	0,98	0,4	1
Ш	252	КМДТ-2200Т	1,8	1,00	1,018	1,00	1,08	166	329	0,98	0,8	1

Для характеристики вариантов дробилок составлена табл.3.8.

Табл.3.8. Технико-экономическое сравнение вариантов дробилок

Стадия дробления	Типоразмер дробилки	Кол-во дробилок	Коэффициент загрузки	Производительность, т/ч	Масса, т	Мощность электродвигателя, кВт	Стоимость, руб
				одной	всех	одной	всех	одной	всех	одной	всех
I	ККД 1200/150 ЩДП 12х15	1 1	0,2 0,5	1330 546	1330 546	240 146	240 146	300 160
П	КСД2200Гр	1	0,4	731	731	98	98	250	250
Ш	КМДТ-2200Т	1	0,8	329	329	98	98	250	250

На основании табл. 3.9. и учитывая, что при крупно руде и небольшой производительности конусная дробилка оказалась недогруженной, следовательно, выгодна установка щековой дробилки, к тому же щековая дробилка проще в конструктивном соотношении, занимает меньше места по высоте, менее склонна к заглушению при дроблении влажных руд. Проектом принимается в I стадии дробления 1 дробилка ЩДП 12х15, во П стадии - одна дробилка КСД 2200Гр, в Ш стадии - одна дробилка КМДТ-2200Т.

3.3.3 Выбор и расчет оборудования для измельчения

Проектом принимается в первой стадии измельчения стержневая мельница, так как эти мельницы обычно устанавливают для сравнительно крупного измельчения в открытом цикле. Во второй и третьей стадии измельчения - шаровые мельницы с центральной разгрузкой, так как они применяются для получения тонкоизмельченного продукта.

Расчет мельниц проводится по следующим формулам.

Производительность цикла по расчетному классу минус 71мкм составляет:

Q-71=Qч.изм.• (в-71 - б-71)/100, т/с (3.37)

где б-71, в-71 - массовая доля класса (-71 мкм) в дробленой руде и в питании флотации, %;

Удельная производительность i-го типоразмера мельниц для проектных условий

qi = qэт .• Кизм • Кт • Ккр • КДi т/(м3•ч) (3.38)

где qэт - удельная производительность по классу -71мкм эталонной мельницы, т/(м3•ч);

Кизм - коэффициент сравнительной измельчаемости руды, заложенной в проект и эталонной руды. Кизм = 1,3 - 1,4 - руда средней крепости;

Кт - коэффициент, учитывающий разницу в типах эталонной и проектируемой мельниц;

Ккр и КДi - коэффициенты, учитывающие разницу между эталонной и проектируемой мельницами в крупности руды и измельченного продукта, а также в рабочих диаметрах.

Коэффициент Ккр определяется по формуле:

Ккр = m2m1 (3.39)

где m1 и m2 - относительная производительность по расчетному классу для проектных и эталонных условий.

Коэффициент КДi рассчитывается по формуле:

КДi = [(Дпроект - б?пр) /(Дэт - б?эт)]0,5 (3.40)

где Дпроект, Дэт - диаметр барабана проектируемой и эталонной мельницы, м;

?пр, ?эт - толщина футеровки, м.

необходимый объем мельниц для измельчения рассчитывается повариантно по формуле:

Vi = Q-71 / (qi • Кн.пит), м3 (3.41)

Число мельниц в i-ом варианте:

ni = Vi / хi (3.42)

Проводится проверка мельниц на пропускную способность qпроп < 12 • Kс, т/(ч • м3)

qпроп = Qпит / (хi • nприн), т/(ч • м3) (3.43)

где Qпит - количество руды, поступающей в мельницу, т/ч;

nприн - принятое количество мельниц в i-ом варианте.

Расчет мельниц для первой стадии:

Расчет выполнен по результатам сравнительных испытаний по эталонной мельнице. Условия работы эталонной мельницы: типоразмер МСЦ 3200х4500; крупность дробления эталонной руды (30-0) мм; массовая доля класса -71 мкм в готовом продукте -40%; удельная производительность по классу -71мкм - 1,19 т/ч•м3; измельчаемость проектной руды - 1,3.

Q-71 = 186 • (32 - 8) / 100 = 44,64 т/ч

Расчет варианта с МСЦ 2700х3600

Кm = 1 (переход от МСЦэт к МСЦ);

m2 = 0,92 (взято двойной линейной интерполяцией по табл. 3.3. [6] измельчение проектной руды класса (13-0) до в-71 = 32%).

1)

2)

m1=0,83 (взято линейной интерполяцией по табл. 3.3. [6], измельчение эталонной руды класса (-30+0) до в-71 =40%).



Результаты повариантных расчетов сведены в табл. 3.10.

Пример расчета мельниц второй стадии измельчения:

Q-71 = 186(70-32)/100=70,7т/ч.

Условия работы эталонной мельницы:

типоразмер МШР 3600х4000;

крупность питания эталонной руды (30-0) мм;

удельная производительность по классу (-71)мкм - 1,20 т/(ч•м3);

измельчаемость проектной руды - 1,3;

массовая доля класса (-71) мкм в готовом продукте - 72%.

Расчет варианта МИЩ 3200х4500

КТ=0,85 (от МШРэт к МЩЦ);

m2 взято двойной линейной интерполяцией по табл. 3.3. [6]

1)

2)

Результаты повариантных расчетов сведены в табл. 3.10.

Пример расчета мельниц третьей стадии измельчения:

Q-71 = 186 • (90 - 70)/100 = 37, 2 т/ч.

Условия работы эталонной мельницы:

типоразмер МЩЦ 3600х4500;

крупность дробления эталонной руды (-30+0) мм;

удельная производительность по классу (-71) мкм - 1,12 т/ч•м3;

массовая доля класса (-71)мкм в готовом продукте -90%.

Расчет варианта МЩЦ 3200х4500:

КТ = 1,0;

1)

2)

1)

2)

Ккр = 0,86/0,815 = 1,055;

Кд = ((3,2-2•0,105)/(3,6-2•0,11)0,5 = (2,99/3,38)0,5 = 0,34;

q3,2х4,5 = 1,12 • 1,3 • 1,0 • 1,055 • 0,94 = 1,44 т/(ч•м3);

V3,2х4,5 = 37,2 / (1,44•0,98) = 26,4 м3;

n3,2х4,5 = 26,4 / 32 = 0,8 ? 1 шт.

Результаты повариантных расчетов сведены в табл. 3.9.

Таблица 3.9 Технико-экономическое сравнение вариантов мельниц

Стадия измельчения	Вариант и типоразмер мельницы	nприн	Объем мельниц, м3	Коэффициент загрузки К3=ni/n	Масса ,т	Установленная мощность, кВт
			одной	всех		одной	всех	одной	всех
I	1. МСЦ 3200х4500 2. МСЦ 2700х3600	1 2	32 18	32 36	0,8 0,8	140 81	140 162	800 400	800 800
П	1. МШЦ 3200х5500 2. МШЦ 3600х5500	2 1	32 49	64 49	0,85 1,01	140 170	280 170	800 1250	1600 1250
Ш	1. МШЦ 3200х4500 2. МШЦ 3600х5500 3. МШЦ 2700х3600	1 1 2	32 49 18	32 49 36	0,8 0,5 0,9	140 170 76	140 170 152	800 1250 400	800 1250 800

При сравнении по массе и мощности варианты установки в I стадии измельчения одной мельницы МСЦ 3200х4500 оказывается более выгодным; во П стадии измельчения - одной мельницы МШЦ 3600х5500; в Ш стадии - одной мельницы МШЦ 3200х4500. Также прослеживается экономия в объеме здания и на вспомогательном оборудовании.

Проверка принятых мельниц на пропускную способность по формуле (3.43):

МСЦ 3200х4500

qпроп = 186 / (32 • 1) = 5,8 т/(м3• ч);

qдоп = 12 • Кс = 12 ? с / 2,7 = 12 ? 3,0 / 2,7 = 13,3 т/(м3• ч);

qпроп < qдоп

МШЦ 3600х5500

qпроп = 589 / (49 • 1) = 12,02 т/(м3• ч);

qпроп < qдоп

МШЦ 3200х4500

qпроп = 286 / (32 • 1) = 8,9 т/(м3• ч);

qпроп < qдоп

3.3.4 Выбор и расчет оборудования для классификации

Предлагается в проекте вариант использования для классификации гидроциклонов, которые резко уменьшают капитальные затраты на оборудование и строительство здания обогатительной фабрики.

Расчетные формулы [5]:

Максимальный диаметр:

Дmax = 1,2 •(dn/dсл)2 • d2max • (с - с0) • vH / вт.пит., см (3.44)

где dn, dсл - диаметры пескового и сливного насадков, см;

dmax - номинальная крупность зерен в сливе гидроциклонов, мкм; [7] (стр. 196);

с, с0 - плотность твердой и жидкой фаз пульпы, т/м3;

Н - рабочий напор пульпы на входе в гидроциклон (в среднем 0,1МПа).

Массовая доля твердого в питании гидроциклона:

вт.пит = 100 / (гсл'/вт.сл + гn'/вт.п.), % (3.45)

где гсл', гn' - частные выхода слива и песков классификации, %

гсл' + гn' = 100%

вт.сл, вт.п - массовая доля твердого в песках и сливе, % (стр. 197 [7] и формула 3.46).

Массовая доля твердого в сливе гидроциклона:

вт.сл = (52 - 0,38 • в-71) / 1 + 0,5 • (с - 2,7),% (3.46)

Производительность по питанию (пульпе):

Vгц = 3 • Кб ? КD • dпит • dсл • vр0, м3/ч (3.47)

где Кб - коэффициент учета угла конусности (стр. 263, [5]);

КD - коэффициент, учитывающий диаметр гидроциклонов (см.стр. 198 [7]);

dсл - эквивалентный диаметр сливного патрубка, см;

dпит и dсл - по каталогу оборудования;

р0 - давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

Для гидроциклонов с ДГЦ ? 500 мм = Н; если ДГЦ ? 710 мм, то величина р0 определяется по формуле:

р0 = Н + Нгц • сn • 0.01, МПа, (3.48)

где Н - напор пульпы на входе в гидроциклон, МПа;

(Нгц • сn • 0.01) - гидростатический напор столба пульпы, находящийся внутри гидроциклона, МПа;

Нгц - высота гидроциклона (стр. 198 [7]), м;

сn - плотность пульпы на входе в гидроциклон:

сn = 100 / (вт.пит./ с + (100 - вт.пит) / с0), т/м3 (3.49)

Дебит пульпы рассчитываем по формуле:

Vn = Qпит / (R + 1/с), м3/ч, (3.50)

где Qпит - количество руды, т/ч;

R - разбавление пульпы, поступающей в гидроциклон

R = (100 - вт.пит) / вт.пит (3.51)

Количество гидроциклонов повариантно равно:

ni = Vn / VГЦ (3.52)

Данные для расчетов вариантов гидроциклонов для второй стадии измельчения:

вт.сл = (52 - 0,38 • 70) • (1 + 0,5 • (3,0 - 2,7)) ? 29%;

вт.п. = 75%;

г'n = 316,67 • 100 / 416?67 = 76%;

г'сл = 100 - 76 = 24%;

вт.сл = 100 / (24/ 29 + 76 / 75) = 54%;

dn/dсл = 0,7 см;

dmax = 180 мкм;

Dmax = 1,2 • (0,7)2 • (180)2 • (3-1) • v0,1/54 = 223 см;

сn = 100 / (54/3,0 + (100 - 54) / 1) = 1,6 т/м3.

Дебит пульпы в питании гидроциклонов (3.50):

Vпит = 775 • ((100 - 54) / 54 + 1/3,0) = 919 м3/ч;

Р0 = 0,1 + (3,5 • 1,6 • 0,01) = 0,156 МПа;

ni = 919 / 338 = 2,7;

n принятое = 3.

Проводим проверку нагрузки на песковую насадку:

qпеск = 4Qпеск / (П - ?2 • nгц), т/(ч•см2) Е (0,5 ?2,5) (3.53)

где Qпеск - производительность операции по пескам, т/ч;

? - диаметр пескового насадка, см (из каталога).

Нагрузка на песковую насадку у ГЦ 710:

qпеск = 4 • 589/(3,14 • 3 • 152) = 1,1 т/(ч• см2) соответствует допустимой 1,16 (0,5 ?2,5) т/(ч• см2).

Данные для расчетов вариантов гидроциклонов для третьей стадии измельчения:

вт.сл. = (52 - 0,38 • 90) • (1 + 0,5 • (3,0 - 2,7)) = 20%;

вт.n. = 70%;

г'n =153,85 • 100/253,85 ? 61%;

г сл = 100 - 61 = 39%;

вт.пит. = 100 / (39/20 + 61/70) = 35%;

dn /dсл = 0,6 см;

dmax = 94 мкм;

Dmax = 1,2 • (0,6)2 • (94)2 • (3,0 - 1,0) • v0,1 / 35 = 69 см;

сn = 100 / (35/3,0 + (100 - 35) / 1)) = 1,3 т/м3;

Дебит пульпы в питании гидроциклонов:

Vпит = 472 / (100 - 35/35) + 1/3,0) = 1034 м3/ч.

Расчет для варианта ГЦ 500:

Vгц = 3 • 1,00 • 1,00 • 13 • 16 • v 01 = 197 м3/ч;

ni = 1034 / 197 = 5?2

nпринятое = 6.

Нагрузка на песковую насадку:

qпеск = 286 • 4/(3,14 • 6 • (7,5)2) = 1,1 соответствует допустимой.

Повариантные расчеты сведены в табл. 3.10.

Таблица 3.10 Расчет гидроциклонов

Стадия измельчения	Vпит, м3/ч	dn/dсл	Dmax мкм	Массовая доля твердого, %	Н, МПа	Dmax, см	D, см	Р0, МПа	Диаметр насадков, см	КD	K2	сn, т/м3	VГЦ, т/м3	ni	nГЦ	qпеск, т/ч•м3
				вт.сл.	вт.п.	вт.пит					dпит	dсл	?
П	919	0,7	180	29	75	54	0,1	223	71 100	0,156 0,172	15 21	20 25	15 15	0,95 0,91	1,00 1,00	1,6 1,6	338 594	2,7 1,5	3 2	1,1 1,7
Ш	1034	0,6	94	20	70	35	0,1	69	50 36	0,1 0,1	13 9	16 11,5	7,5 7,5	1,00 1,00	1,00 1,00	1,3 1,3	197 104	5,2 9,9	6 10	1,1 0,6

Для классификации во второй стадии измельчения выбираем два гидроциклона ГЦ 1000 с песковыми насадками 150 мм и один резервный ГЦ 1000. К установке доля классификации третьей стадии измельчения принимаем шесть гидроциклонов ГЦ 500 с песковыми насадками 75 мм и два резервных ГЦ 500.

3.3.5 Выбор и расчет основного оборудования в отделении флотации

Плотность руды рассчитывается по данным вещественного состава полезного ископаемого. Сначала рассчитываем содержание в руде основного минерала по формуле:

, % (3.54)

где бmin - содержание в исходной руде, %;

бn.k. - содержание полезного ископаемого в минерале, %.

Если содержание меди в руде 1,2%, а в халькопирите - меди 34,6% [9], см. табл. 1.2., то:

Найдем содержание сфалерита в руде, если в нем содержится 67,1% цинка , см. табл. 1.2. [8]:

Содержание серы в руде 26%, а в пирите 53,5%, то

Плотность руды будет равна:

(3.55)

Плотность породного минерала - кварца = 2,6 г/см3

Ввиду того, что в операцию флотации может поступать объем пульпы, превышающий производительность флотационной машины по потоку, пульпу делят на параллельные потоки (секции). Число параллельных потоков определяют по формуле:

(3.56)

где W- суммарный объем пульпы, м3/мик;

Q - поток пульпы, перерабатываемый каждой секцией флотационных машин, м3/мик.

Суммарный объем пульпы рассчитывается по формуле:

(3.57)

где G - масса твердого в пульпе, т/ч;

с - плотность руды, т/м3;

Q - масса жидкого, т/ч;

? - плотность жидкого, т/м3.

Необходимое число номер флотации определено:

(3.58)

где V - объем пульпы, поступающий в данную операцию, м3/мкм;

t - время флотации, мин;

Vk - геометрический объем пульпы, м3;

з - коэффициент заполнения камеры (з = 0,8).

Время пребывания пульпы в камере составит:

, мин (3.59)

Результаты расчетов приведены в табл. 3.13.

К установке принимается пневмомеханический тип машин, как наиболее эффективный по сравнению с механическими флотомашинами. Для перемешивания пульпы с реагентами, для ее аэрации перед флотацией, устанавливают контактные чаны в виде камер флотомашин с удаленным пеногоном.

Пример расчета:

Число потоков при использовании флотомашин ФПМ-8,5:

Число флотокамер типоразмера ФПМ-8,5 составит:

Время пребывания пульпы в камере составит:

Для точной и равномерной подачи реагентов в процессе флотации используют питатели реагентов.

Сводные данные расчета питателей приведены в табл. 3.11.

Таблица 3.11 Сводные данные расчета флотомашин

Операции флотации	Объем пульпы, поступающей в операцию, м3/мин	Число секций флотациионого отделения	Продолжительность флотации, мин	Типоразмер	Число камер	Время Пребывания пульпы в камере, мин
					На секциию	общее
Основная Сu флотация	14,85	1	10	ФПМ-8,5	22	22	0,45
Контрольная флотация	13,48	1	7	ФПМ-8,5	14	14	0,50
I перечистн. медная	2,81	1	5	ФПМ-6,3	3	3	1,70
П перечистн медная	1,24	1	3	ФПМ-,2	2	2	1,50
Основная Zn флотация	15,07	1	11	ФПМ-8,5	24	24	0,44
Контрольная Zn флотация	14,42	1	8	ФПМ-8,5	17	17	0,47
I перечистн. Zn	1,44	1	6	ФПМ-6,3	2	2	3,0
П перечист. Zn	0,66	1	4	ФПМ-3,2	1	1	4,0
Основная пиритная флотация	14,46	1	10	ФПМ-8,5	22	22	0,45
Контрольная пиритная флотация	12,90	1	7	ФПМ-8,5	14	14	0,50

Таблица 3.12 Результаты расчета питателей реагентов

Реагент	Точка подачи	Концентрация раствора или эмульсии, %	Расход	Тип питателя реагентов	Количество питателей
			г/м	см3/мин
1	2	3	4	5	6	7
Известь		до рН=(8-9)			известковый питатель	1
Бутиловый ксантогенат	Основная Сu флотация Контрольная Cu флотация Основная Zn флотация Контрольная Zn флотация Основн. FeS2 флотация Контрольная FeS2 флотация	10,0 10,0 10,0 10,0 10,0 10,0	30 10 80 50 40 20	930 310 2480 1550 1240 620	ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4	1 1 1 1 1 1
Т-80	Основная Сu флотация Контрольная Cu флотация Основная Zn флотация Контрольная Zn флотация Основн. FeS2 флотация Контрольная FeS2 флотация	10,0 10,0 10,0 10,0 10,0 10,0	20 10 20 10 20 10		ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4 ПРИУ-4	1 1 1 1 1 1
Медный купорос	Основная Zn флотация	10,0	4100	12400	ПРИУ-4	1
Цинковый купорос	Слив классификации	10,0	150	4650	ПРИУ-4	1
Сернистый натрий	Слив классификации	10,0	100	3100	ПРИУ-4	1

Qмин.фл.отд. = 3,1 т/мин

3.3.6 Выбор и расчет сгустителей

На процесс сгущения, протекающий под действием силы тяжести, влияют минералогический и гранулометрический состав материала, форма частиц, содержание твердого в исходной пульпе, плотность твердой фазы и жидкой фазы, рН среды. Сгущение жидких продуктов в основном производится в цилиндрических сгустителях с механической разгрузкой осадка. В зависимости от устройства механизма разгрузки осадка и, главным образом, от расположения привода этого механизма, цилиндрические сгустители разделяются на два типа: с центральным приводом и с периферическим.

К установке принимаются сгустители цилиндрические с периферическим приводом, так как сгустители с центральным приводом часто шламуются.

Расчет сгустителей проводим по удельной производительности. Потребную площадь сгущения определяем по формуле:

, м2 (3.60)

где Q - количество флотационного концентрата, поступающего на сгущение, м3/ч, т/ч; (см. табл. 3.5.);

q- удельная производительность (по практическим данным [5])

q = 0.063 т/м3•ч.

Количество сгустителей рассчитываем по формуле:

(3/61)

где F1 - площадь сгущения сгустителя, м2 (по каталогу).

Сгущение медного концентрата:

м2;

К установке принят один сгуститель П-25 с диаметром чана 25 м, глубиной в центре 3,6 м и площадью сгущения 500 м2.

Расчет сгустителя для цинкового концентрата:

К установке принят один сгуститель П-50 с диаметром чана 50 м, площадью сгущения 1963 м2.

3.3.7 Выбор и расчет фильтров

К установке принимается применение дисковых вакуум-фильтров, так как они наиболее эффективны при фильтровании тонкоизмельченных продуктов, что подтверждается практикой работы обогатительной фабрики.

Число вакуум-фильтров определено по формуле:

(3.62)

где Q - количество материалов, поступающих на фильтрование, т/ч; (см.табл. 3.5.)

q- удельная производительность, т/ч•м2;

F1 - фильтрующая поверхность одного вакуум-фильтра, м2 (из каталога оборудования).

Фильтрование медного концентрата:

Принят вакуум-фильтр ДУ 100=2,5-2 в количестве 1 шт.

Фильтрование цинкового концентрата:

Принят один вакуум-фильтр ДУ 51-2,5-2.

Фильтрование пиритного концентрата:

Принят один вакуум-фильтр ДУ 100х2,5-2.

3.3.8 Выбор и расчет оборудования для сушки

Проектом принимается применение барабанных сушилок прямого действия, так как они отличаются большой производительностью, малым потреблением энергии, низкими эксплуатационными расходами и надежностью в работе.

Для определения числа сушилок и их размера подсчитываем суммарный объем:

(3.63)

где Q - производительность сушильного отделения (по массе твердой фазы в сушимом продукте), кг/ч;

R1 и R2 - разжижение, отношение Ж:Т по массе, соответственно в поступающем и в выходящем из сушилки материале; (см. табл. 3.5.);

щ - напряженность барабана по испаряемой воде, кг/(м3•ч);

Находим размеры барабанов сушилки по формуле:

(3.64)

Количество сушилок определено по формуле:

(3.65)

где Vi - по формуле 3.64.

Расчет барабанной сушилки для медного концентрата:

Расчет сушилок для цинкового концентрата:

Расчет сушилок для пиритного концентрата:

На основании технико-экономического сравнения вариантов, основываясь на том, что при выборе сушилок большого размера получается экономия капитальных и эксплуатационных затрат, принимаем для сушки медного концентрата СБ 2,8х14 в количестве 1 шт., для сушки цинкового концентрата - одну СБ 2,8х14, для сушки пиритного концентрата - одну СБ 3,2х22.

3.3.9 Составление схемы движения пульпы

Задача составления схемы движения заключается в распределении операций флотации по флотомашинам.

На рис. 3.11. изображена схема распределения операций флотации по флотомашинам. Питание (пульпа) подается в камеру основной флотации и, пройдя через всю флотомашину, через хвостовой карман последней камеры основной медной флотации поступает на контрольную флотацию, на выходе которой получают "первый узловой продукт". Концентрат контрольной флотации направляется в первую камеру основной медной флотации, куда поступает промпродукт I перечистки. Концентрат основной флотации идет в главную камеру I перечистки. Концентрат I перечистки подается в первую камеру П перечистки, промпродукт которой поступает на I перечистку, а пенный продукт П перечистки является готовым продуктом - медным концентратом. Распределение операций флотации в цинковом цикле аналогично. Хвосты контрольной цинковой флотации поступают в камеру основной пиритной флотации, и, пройдя через всю флотомашину, через хвостовой карман последней камеры основной флотации поступают на контрольную флотацию, на выходе которой получают хвосты. Концентрат контрольной направляется в камеру основной пиритной флотации. Концентрат основной FeS2 флотации - пиритный концентрат.

Схема движения пульпы

Рис.3.11

3.4 РЕЖИМНАЯ КАРТА ОТДЕЛЕНИЯ ФЛОТАЦИИ

Режимная карта отделения флотации включает в себя ассортимент реагентов по отдельным стадиям, их расход, плотность пульпы по операциям.

При флотации медно-цинковых вкрапленных руд в качестве собирателя используют преимущественно бутиловый ксантогенат. находясь в поверхностном слое на минерале в виде соли тяжелого металла и окисленной формы - диксантогенида, ксантогениды способствуют выравниванию скорости флотации медных минералов, сфалерита и пирита. В цикле селекции минералов меди и цинка требуется создать такие условия, чтобы поверхность медных минералов оставалась гидрофобной, а цинковой обманки - гидрофильной. Для этого в измельчение подается сульфид натрия Na2S в сочетании с цинковым купоросом для глубокой депрессии цинковой обманки. Для подавления пирита подается известь [9].

Реагенты-активаторы способствуют закреплению собирателя на минеральной поверхности. Катион цинка в сфалерите образует с ксантогенатом легкорастворимое соединение, и сфалерит не адсорбирует ксантогенат; адсорбция усиливается, если катион цинка заменить катионом меди - активатором сфалерита. Для этого в цинковую флотацию добавляют медный купорос [9].

ZnS + Cu2+ > CuS +Zn2+

Удалить пленку с окислов железа с поверхности можно серной кислотой

2Fe(OH)3 + 3H2SO4 = Fe2(SO4)3 + 6H2O

Для этого в пиритную флотацию добавляют активатор - серную кислоту [10], в результате пирит адсорбирует собиратель.

Режимная карта представлена в табл. 3.15.

Таблица 3.13 Режимная карта отделения флотации

Операция	Плотностьпульпы, %	рН (содержание своб. СаО, г/м3)	Расход реагентов, г/т
			Бутилированный ксантогенат	Вспениватель Т-80	Медный купорос	Цинковый купорос	Na2S	H2SO4
Слив классификации - питание флотации	25,0	8-9		20-30		150	100
Основная медная флотация	24,0	(300-700)	10-40	20
I перечистная	22,10	(300-700)
П перечистная	25,93	(300-700)
Основная цинковая флотация	21,75	(600-900)	40-120	20-30	400
Контрольная	21,08	-	30-70	10
I перечистная	24,60	(600-900)
П перечистная	28,57	(600-900
Основная пиритная флотация	19,86	8,5-9	20-60	20				до требуемой рН
Контрольная	17,74	-	10-30	10

3.5 КОМПОНОВОЧНЫЕ РЕШЕНИЯ

Промышленная площадка фабрики спроектирована отдельно от промплощадки рудника. Руда подается автотранспортом. Все внешние перевозки, разгрузочно-погрузочные работы, прием и отправка грузов фабрики осуществляется железнодорожным транспортом через станцию "Гай", которая, в свою очередь, связана с железнодорожной веткой нормальной колеи со станцией "Круторожино" Южно-Уральской железной дороги.

Кроме этого, фабрика имеет автотранспортную связь с предприятиями района. Производственная связь внутри фабрики осуществляется по конвейерным галереям, которые соединяют все сооружения фабрики по технологической схеме транспортирования руды. Все сооружения и здания технологических и вспомогательных комплексов расположены с соблюдением противопожарных разрывов.

Территория фабрики озеленяется. Генеральный план фабрики показан на чертеже - Лист 3.

По результатам расчетов составлена схема цепи аппаратов, которая показана на чертеже - Лист 2.

Компоновочные схемы размещения оборудования в корпусе среднего и мелкого дробления представлены на чертежах - Лист 4 и Лист 5.

Схема расположения дробилок - одноэтажная, на одном уровне. Через фундаменты дробилок проходит галерея конвейера 9 и выходит из корпуса дробления в перегрузочный узел. Галерея конвейера 10 начинается в перегрузочном узле, подпитывается и входит в корпус на уровне отметки 12,700 м. Грохот ГСТ-61 установлен на отметке 7,800 м, на эту же отметку входит конвейер 5 из корпуса крупного дробления.

Конвейер 14 располагается на отметке ±0,000 м под грохотом 11; выходит из корпуса дробления на склад мелкодробленой руды.

В корпусе среднего и мелкого дробления предусмотрена ремонтная площадка. Устанавливается мостовой кран грузоподъемностью 50/10 т, обеспечивающий сменно-узловой метод ремонта дробилок [5]. Здание корпуса отапливаемое. находящиеся на разных уровнях площадки связаны лестницами. Для обслуживания конвейера 9 мостовым краном 12 предусмотрен монтажный проем с ограждением. Опасные участки ограждены в соответствии с Правилами техники безопасности.

Корпус обогащения состоит из следующих основных пролетов: бункерного, мельничного, обогатительного (флотационного), сгущения. Расположение основных пролетов - ступенчатое, с целью использования рельефа местности и создания самотечного транспортера основных пульповых потоков.

Бункер ящичного типа загружается двумя барабанными тележками. Под бункером два ряда разгрузочных отверстий, оборудованных электровибрационными питателями, и две параллельные линии сборных конвейеров. Секция измельчения компонуется из трех мельниц - одной стержневой и двух шаровых, с Г-образным их расположением, обеспечивающим устройство площадки для загрузки (выгрузки) стержней. Стержневая мельница 3200х4500 мм работает в открытом цикле, слив ее поступает в гидроциклоны D=1000мм, с которыми замкнута шаровая мельница 3600х5500 мм. Шаровая мельница 3200ъ4500 работает в замкнутом цикле с гидроциклонами D=500 мм. Предусмотрен индивидуальный метод ремонта мельниц на месте установки, для чего установлен мостовой электрический кран грузоподъемностью 75/20 т. Следующий пролет занят электрораспределительным оборудованием. На площадках между электропомещениями установлены расчетные питатели. Нижняя часть этого же пролета занята насосами. Флотационные машины установлены в девять рядов в одном пролете и обслуживаются краном грузоподъемностью 10 т. Сгустители занимают последний пролет здания.

4. ОПРОБОВАНИЕ И КОНТРОЛЬ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА

Современная обогатительная фабрика представляет собой сложное производство, со сложным технологическим процессом. Технологические операции взаимосвязаны, работа каждого последующего аппарата зависит от условий работы предыдущего. Это требует максимальной стабильности процесса, что невозможно осуществить без хорошего, налаженного контроля процесса.

Опробование и контроль осуществляется отделом технологического контроля. На фабрике пробы отбираются для получения следующих характеристик процесса: гранулометрический, минералогический, химического состава, влажности, плотности, концентрации растворов. На основе результатов проводимого опробования составляются сменные, суточные, декадные, месячные балансы и проводится оперативный контроль, учёт и регулирование процесса. Отдел технологического контроля осуществляет контроль качества выпускаемой продукции и соответствие её стандартам и техническим условиям, соблюдение установленной технологии производства, а также качество поступающего на фабрику сырья, промежуточной и товарной продукции путём отбора и анализа проб.

В настоящее время на Гайской обогатительной фабрике существуют комбинированная схема опробования и внедрена автоматизированная система отбора и транспортировки проб.

Время между отбором пробы т получением результата составляет один час. Разделка проб осуществляется вручную.

Поступающую на фабрику руду взвешивают на автомобильных весах на товарной станции. Количество всей продробленной руды определяется по показаниям конвейерных весов дробильного отделения. Количество переработанной руды принимается по показаниям конвейерных весов главного корпуса.

Обслуживающий персонал замеряет и регулирует размер щелей дробилок и один раз в смену определяют на производительность, служба ОТК контролирует часовую производительность мельниц, содержание тонны помола в питании флотации, щёлочность пульпы по стадиям флотации. Контролёры ОТК следят за расходом регентов не более двух раз в смену. Контролируют загрузку мельниц рудо размольными шарами, несколько раз в смену определяют содержание металлов в концентрате по секции и в отвальных хвостах, учитывают механические потери металлов со сливами. В отделении сгущения определяют содержание твёрдого в питании, разгрузке и сливе сгустителей. В фильтровальном отделении контролируют содержание твёрдого в питании фильтров, величину вакуума на фильтрах, влажность отфильтрованного концентрата и его количество. Вся продукция сушильного передела взвешивается на вагонных весах.

Для составления баланса принимается средневзвешенное содержание металлов в отгруженных медном и цинковом концентратах и серы в пиритном концентрате. Извлечение подсчитывается, как отношение количества меди в медном концентрате, цинка в цинковом концентрате, серы в пиритном концентрате к количеству этих компонентов в переработанной руде по отделениям или участкам. При определении товарного извлечения и количества металлов и серы в полученных концентратах исключаются механические потери. В отчёт принимаются анализы, подсчитываемые из всех сменных анализов, которые были сделаны в течении месяца. Это исключает индивидуальную ошибку, даже самого квалифицированного лаборанта и позволяет считать такой результат наиболее точным, т.к. в нём участвуют десятки лаборантов, а допущенные при этом анализе погрешности сводятся к минимуму по закону больших чисел. Огромное значение для правильности учёта и контроля над производством имеет точность опробования. В основу технического отчёта берутся данные, полученные при анализе товарных проб отобранные специальными механическими пробоотборниками после дробления и измельчения руд или взятые пробоотсекательными станциями. Иногда точные результаты даёт и ручное опробование, если оно производится на хорошо и хорошо перемешанных материалах и гарантирует представительный вес проб. Повышение качества продукции на обогатительной фабрике возможно лишь при условии достоверного контроля качества руд и продуктов обогащения, а также надёжно действующей системе технического контроля, без этого все усилия на совершенствование методов анализа оказываются малоэффективными.

Карта технологического и товарного опробования на обогатительной фабрике приведены в табл. 4.1. Схема опробования технологического процесса с условными обозначениями приведена на рис. 4.1.

Таблица 4.1 Карта технологического опробования на фабрике

Наименование отделений	Точка опробования	Период отбора	Определяемые параметры	Метод опробования
Дробильное отделение	Руда дроблёная Руда дроблёная Руда дроблёная	Часовой Суточный В течении см.	Крупность Ситовая хар-ка Количество	Фото-планиметрические конвейерные весы
Главный корпус	Руда Концентрат Хвосты Питание флотации	Часовой 15 минут 15 минут сменный	Массовая доля Сu, Zn, S, химический анализ ситовый анализ	АП-1 АП-1, ручной Ручной АП-1
Реагентное отделение	известь	15 минут	Концентрация реагентов	ручной
Отделение сгущения	Слив сгустителя Медный к-т Цинковый к-т Пиритный к-т Вода	Часовой Часовой Часовой Часовой Декадный	Процент твёрдого Массовая доля Сu, Zn, S, химический анализ Хим. анализ	Ручной Ручной Ручной Ручной Ручной
Фильтровально-сушильное отделение	Питание фильтров Фильтрат Медный к-т Цинковый к-т Пиритный к-т	2-х часовой 15 минут 2-х часовой 2-х часовой 2-х часовой	% тв. Хим. анализ % тв. % тв. Химический анализ	Ручной Ручной Ручной Ручной Ручной
Дамба	Отвал фабрики	часовой	Массовая доля Сu, Zn, S,	Ручной

5. ИЗУЧЕНИЕ ВЛИЯНИЯ КРУПНОСТИ МАТЕРИЛА НАРЕЗУЛЬТАТЫ ЕГО ОБЕЗВОЖИВАНИЯ

В настоящее время уделяется всё большее внимание вопросам обезвоживания тонкозернистых и шламистых продуктов. Это связно с тем, что перед обогащением полезное ископаемое подвергают относительно тонкому измельчению, поэтому получаемые материалы требуют значительных экономических и энергетических затрат на их обезвоживание. Это также связано с тем, что применяемое в основном на обогатительных фабриках вакуумное фильтрование не позволяет получать удовлетворительные результаты по влажности осадков вакуум-фильтров.

Н влажность осадков оказывает значительное влияние его структура. В ваннах вакуум-фильтров наблюдается расслоение суспензии по крупности, даже при наличии работающих мешалок. Это особенно сильно проявляется, если мешалки вакуум-фильтров не работают. В этом случае основная часть крупных частиц концентрируется у днища ванны, в верхних слоях преобладают самые тонкие частицы. Поэтому, при входе сектора в объём пульпы в ванне на поверхности фильтровальной ткани образуется слой из самых тонких частиц, затем по мере вращения сектора, формируется слой из более крупных частиц и на входе сектора из объёма пульпы снова образуется слой из тонких частиц.

Такая структура осадка на поверхности фильтроткани является причиной повышенной влажности осадка, т.к. слой на поверхности фильтроткани, состоящий из самых тонких частиц, оказывает наибольшее сопротивление фильтрации жидкой фазы пульпы. С целью изучения влияния структуры осадка на показатели фильтрования, проба пиритного концентрата была классифицирован и каждый класс был раздельно подвергнут фильтрованию при постоянных условиях. Результаты экспериментов приведены в табл. 5.1.

Таблица 5.1 Результаты раздельного фильтрования классов

Классы, мкм	Выход, %	Скорость фильтрации, м/ч	Влажность, %	Массовая доля серы, %
+40	32,6	38,55	6,24	41,81
+30	59,2	19,55	8,74	41,85
+20	57,4	4,00	12,46	40,80
-40	67,4	0,77	16,90	39,90
-30	40,8	0,62	19,52	39,80
-20	42,6	0,41	20,48	38,91

Приведённые табличные данные, показывают что основное влияние на результаты фильтрования оказывают мелкие классы, особенно класс -20 мкм, при фильтровании каждого обеспечивается минимальная скорость фильтрации и макси-мальная влажность осадка.

С целью изменения структуры осадка и изучение его влияния на результаты фильтрования была осуществлена серия опытов при различных способах подачи относительно мелких и крупных классов н фильтрование /11/. В первой серии опыты производились в следующей последовательности. Сначала в фильтровальную воронку подавался класс -20 мкм, а затем класс +20 мкм, включался вакуум и определялись результаты фильтрования. Аналогично проводились опыты и с классами -40 и +40 мкм. Причём, соотношение классов крупности в исходной пробе соответствовало соотношению классов крупности в экспериментах. Во второй серии опытов сначала подавались крупные классы +20 и +40 мкм, а затем мелкие классы -20 и -40 мкм. Результаты экспериментов приведены в табл. 5.2.

Таблица 5.2

Результаты опытов при различных способах подачи классов

Условия опытов	Скорость фильтрации, м/ч	Влажность осадка, %
Опорные эксперименты	1,02	15,54
Класс -20 мкм Класс +20 мкм	0,92	15,61
Класс +20 мкм Класс -20 мкм	1,41	14,86
Класс -40 мкм Класс +40 мкм	0,812	15,88
Класс +40 мкм Класс -40 мкм	1,619	15,10

Из таблицы видно, что во всех случаях при подаче мелких классов на более крупные наблюдается увеличение скорости фильтрования и снижение влажности осадка. Так, при подаче на фильтрующую перегородку вначале класса +20 мкм, а затем класса -20 мкм скорость фильтрации возрастает с 1,02 до 1,41 м/ч, а влаж-ность осадка снижается с 15,54% до 14,85%, чем при смешанной подаче классов. Наихудшие результаты обеспечиваются при подаче на фильтрующую перегородку вначале тонких классов, затем более крупных, что имеет место при промышленном процессе фильтрования, при отсутствии перемешивания фильтруемой суспензии в ванне вакуум-фильтра.

Эффективным приёмом повышения технологических показателей фильтрования является предварительная классификация фильтруемого материала по крупности на два класса и обеспечение подачи на фильтрующую перегородку более крупного класса и затем мелкого. Кроме того, результаты экспериментов показывают, что при фильтровании в промышленных условиях необходимо переме-шивать пульпу в ванне вакуум-фильтра.

Технологические показатели обезвоживания (скорость осаждения частиц, влажность осадка вакуум-фильтров и скорость фильтрации) во многом определяются наличием в обезвоживании продукта шламистых частиц размером менее 20 мкм, поэтому в данной работе поставлена задача получения зависимостей показателей сгущения и фильтрования от содержания в обезвоживаемом материале частиц размером менее 5, 10 и 15 мкм. Выделение минусовых классов указанной крупности из обезвоживаемого продукта производилось сидементационным методом.

В первой серии опытов в пятилитровом сосуде проводилось обесшламливание материала. В сосуде пульпа интенсивно взбалтывалась, отстаивалось расчитанное время, и вода со взвешенными частицами отсифонировалась. Сосуд снова заливался водой, пульпа взбалтывалась, отстаивалась и снова сливалась. Эта операция продолжалась до тех пор, пока верхний слой воды после отстаивания не был прозрачным, обычно это достигалось за 11-12 сливаний. Слитая часть пульпы и материал, осевший на дно сосуда, высушивались и взвешивались. Расчёт скорости осаждения частиц меньше 15 мкм производился по формуле Фоменко, т.к. для частиц данной крупности могут наблюдаться наиболее значительные отклонения скоростей:

Э=6,108(кd)/, м/с

где к - коэффициент;

d - диметр частицы, м;

- плотность частицы, кг/м3;

- толщина пограничного слоя, м;

- вязкость воды: при t=293К; =0,001 с/м2.

На первом этапе изучалась зависимость эффективности удаления минусовых классов указанных крупностей частиц от числа декантаций. После обработки проб определялась массовая доля серы в плюсовых и минусовых классах. Результаты экспериментов приведены в таблице 5.3 и н рис. 5.1. В приведённых данных под эффективностью классификации по конкретному классу принимается отношение массы частиц в сливах к общей массе к общей массе частиц граничного класса в исходном продукте.

цинковый руда переработка флотационный

Таблица 5.3

Зависимость эффективности классификации от числа отмывок

Крупность частиц, мкм	Время отстаивания, с	Число декантаций	Выход частиц в слив, %	Эффективность классификации %	Массовая доля серы, %
					в осевшем продукте	в твёрдом слива
-5	715	3 6 9 11 12	4,6 11,6 13,2 13,9 13,9	33,1 83,5 95,0 100,0 100,0	44,23 43,26 43,7 43,93 43,93	27,32 28,67 29,77 30,10 30,10
-10	435	3 6 9 11 12	4,3 14,0 15,9 16,4 16,4	26,2 85,4 97,0 100,0 100,0	42,44 43,73 43,79 44,35 44,35	26,34 29,77 30,87 33,34 33,34
-15	285	3 6 9 11 12	5,6 15,2 18,7 20,6 20,6	27,2 73,8 90,80 100,0 100,0	42,26 43,36 43,36 43,97 43,97	29,59 31,85 32,58 34,18 34,18

1-класс (-15) мкм

2-класс (-10) мкм

3-класс (-5) мкм

Как видно из приведённых данных, с увеличением числа отмывок наблюдается увеличение выхода отмываемого класса, и соответственно, возрастает эффективность классификации частиц указанных классов. Аналогична зависимость и для других классов.

Обратим внимание на то, что в минусовых классах массовая доля серы значительно ниже, чем в плюсовых, что говорит о наличии в пиритном к-те шламистых частиц пустой породы.

На втором этапе проводились опыты по изучению сгущаемости и фильтруемости отмытых крупных классов.

Опыты по сгущению проводились по стандартной методике в стеклянных цилиндрах: отношение Ж:Т в исходном продукте 4, плотность твёрдой фазы - 4000 кг/м3. Опыты по фильтрованию проводились на лабораторной вакуум-фильтровальной установке при условиях, соответствующих промышленным (Ж:Т=1, величина вакуума 6?105 Па). Результаты экспериментов по сгущению и фильтрованию обесшламленных продуктов приведены в таблице 5.4 и на рис. 5.2.

Таблица 5.4 Результаты обезвоживания классифицируемого материала

Крупность обесшламленного продукта, мкм	Число отмывок	Эффективность классификации, %	Скорость осаждения, м/ч	Скорость фильтрации м/ч	Влажность осадка, %
Опорные опыты	0	0	1,20	1,20	14,0
+5	3 6 9 11 12	33,10 83,50 96,30 100,00 100,00	1,50 1,87 2,78 3,28 3,28	1,52 4,69 8,57 9,36 9,36	12,42 10,34 9,24 9,11 9,11
+10	3 6 9 11 12	26,20 85,40 97,00 100,00 100,00	1,35 2,51 3,03 3,41 3,41	1,56 6,00 8,92 10,41 10,41	12,37 10,12 9,04 8,81 8,81
+15	3 6 9 11 12	27,20 73,80 90,80 99,50 100,00	1,47 2,83 3,04 4,10 4,15	1,69 5,31 8,97 10,50 10,60	12,16 10,56 9,00 8,32 8,29

По результатам опытов видно, что полное удаление шламистых частиц различной крупности из сгущаемого материала приводит к увеличению скорости осаждения частиц в 3,6-3,3 раза, причём максимально возрастет скорость осаждения при удалении частиц крупностью менее 15 мкм. Скорость осаждения твёрдого при удалении шламов возрастает неравномерно, так при удалении частиц менее 5 мкм до 75%, скорость осаждения плюсового класса возрастает прямолинейно и незначи-тельно, при снижении массовой доли частиц класса -5 мкм в материале менее 25%, скорость осаждения резко возрастает. Для частиц менее 15 мкм подобное граничное значение массовой доли в осаждаемом материале составляет 40%. Это объясняется тем, что при сгущении с относительно большим содержанием твёрдого в пульпе (15-30%) большое влияние н скорость осаждения оказывает взаимодействие частиц между собой. Шламистые частицы, обладающие небольшой скоростью осаждения и значительной удельной поверхностью, оказывают негативное влияние на более крупные частицы, что приводит к общему снижению скорости осаждения частиц.

Результаты опытов по фильтрованию показывают, что снижение массовой доли шламов в фильтруемом материале резко улучшает технологические показатели процесса. Так при полном удалении из твёрдой фазы частиц крупностью минус 5; минус 10 и минус 15 мкм, скорость фильтрации возрастает соответственно в 7,4; 8,3 и 8,4 раза, а влажность снижется на 4,9; 5,2; 5,7%. Приведённые данные свидетельствуют о том, что на влажность осадка и скорость фильтрации наибольшее влияние оказывает класс -5 мкм или самые тонкие частицы. Расчёты показывают, что если необходимо увеличить скорость фильтрации в два раза, достаточно умень-шить массовую долю классов -5 мкм на 65%, -10 мкм на 50%, -15 мкм на 50%. В этих условиях снижение влажности осадка может быть достигнуто в среднем на 3%.

Выделенные классы -5, -10, -15 мкм были отфильтрованы в лабораторной фильтровальной установке, в результате получены экспериментальные данные, приведённые в табл. 5.5.

Таблица 5.5 Результаты фильтрования тонких классов

Классы, мкм	Влажность осадка, %	Скорость фильтрации, м/ч
-5	28,3	0,03
-10	23,1	0,08
-15	21,8	0,12

Приведённые данные показывают, что наибольшее влияние на результаты фильтрования оказывают тонкие классы и особенно класс -5 мкм, влажность которого составляет 28,3% и скорость фильтрации равна 0,03 м/ч. Это связано с тем, что тонкие классы имеют развитую удельную поверхность и обладают наибольшей влагоудерживающей способностью.

Результаты экспериментов показывают, что для значительной интенсификации процесса обезвоживания достаточно удалить из исходного материала частицы крупностью менее 5 мкм. Выделение классов -10 мкм и -15 мкм нерационально в силу несущественного повышения показателей обезвоживания по сравнению с классом менее 5 мкм. Так, если в исходной пробе массовая доля класса -5 мкм составляет 13,9%, то класса -10 мкм 16,4%, а класса -15 мкм 20,6% (см. табл. 5.3).