- производительность по потоку пульпы, мЗ/мин 2,4-4,7 крупность питания, % класса -0,071 мм 60-65 ("9") содержание твердого в питании, % 39 время флотации, мин 4-6 время пребывания пульпы в головной камере, мин 1,1-0,6 выход концентрата, % 2 извлечение свинца от операции, % 60-70
Контрольная свинцовая флотация
- производительность по потоку пульпы, мЗ/мин 2.4-2,7
- содержание твердого в питании, % 39 время флотации, мин 2
- выход концентрата. % 0,5-1,0
- извлечение свинца от операции. % 10-15
1,2, 3 Свинцовые перечистки
- производительность по потоку пульпы, мЗ/мин 0,6; 0,3; 0,15 содержание твердого в питании, % 17; 25; 32 время флотации, мин 9; 11; 15 выход концентрата, % 4,5; 3,8; 2,6 извлечение свинца от операции, % 85; 82; 80
Фильтрация
Фильтрация готовых концентратов производится на дисковых вакуум-фильтрах. Концентраты на фильтрацию перекачиваются блок-насосами местной конструкции. Пульпа в ваннах фильтров нодогреваентся в зимнее время острым паром до температуры 450-500. В схеме работают вакуум насосы ВВН-2-50. На вакуум-магистралях установлены влагоотделители.
Переливы свинцового фильтра, а также фильтраты поступают раздельно в емкости, откуда насосами (ПК 63/22, 5ГрК 160/3 1.5) может закачиваться в свинцовый сгуститель Ц 6-1М или возвращаться в процесс флотации. Слив свинцового сгустителя самотеком поступает в хвостовой зумпф. Готовый концентрат поступает в бункер, расположенный под вакуум-фильтром (2 свинцовых бункера ёмкостью 24 т ). Из бункеров, оборудованных секторными затворами, открывающимися с помощью гидроцилиндров, и гидропушками (для обрушения зависшего концентрата), концентрат поступает на сборный горизонтальный ленточный конвейер (В-100 мм 2 шт., расположенный соответственно под бункером свинцового концентрата), предназначенный для перегрузки готового продукта на наклонные ленточные конвейер, при помощи которых концентрат загружаются в автосамосвал и отправляется на склад Стивидорного цеха.
("10") Влажность свинцовых концентратов не более 8% .
2. ОСНОВНАЯ ЧАСТЬ
2.1. Выбор и обоснование схемы
Выбор способа обогащения свинцово-цинковых руд зависит от флотационных свойств обогащаемой руды, требований, предъявляемых к качеству концентратов, и ряда технико-экономических факторов.
Минералогический состав, физико-химические свойства минералов, степень смачиваемости, характер вкрапленности и крупность полезных минералов являются наиболее важными показателями при выборе оптимальной схемы обогащения.
Минерал, содержащий свинец, цинк – галенит, сфалерит и пустая порода – кварц не имеют достаточной разницы в магнитных свойствах, потому магнитный метод обогащения не применим. До введения процесса флотации, руды обогащались гравитационным методом, в зависимости от вещественного состава и вкрапленности ценного компонента. В настоящее время гравитационное обогащение, как самостоятельный процесс переработки свинцово-цинковых руд, потерял свое прежнее значение и только в отдельных случаях находит применение для обогащения крупно вкрапленных руд.
При выборе технологической схемы обязательно учитываются результаты испытаний, данной руды на обогатимость, а также опыт действующих обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичные руды. Кроме гравитационных методов обогащения, для получения свинцового и цинкового концентратов применяется флотация. Так как руды Николаевского месторождения склонны к ошламованию, то в процессе переработки образуется большое количество шламов. Извлечение свинца и цинка из шламов методом гравитации становится практически невозможным. Крупность частиц, поступающих на флотацию 0,3 мм. При повышении крупности питания снижается качество концентрата, и извлечение концентрата за счет потерь цинка и свинца в сростках. Поэтому флотируют в основном шламы. Малая крупность полезных минералов не позволяет применять гравитацию, поэтому необходимо выбрать флотационный метод обогащения, позволяющий, как правило, получать высокие качественно-количественные показатели, хотя в этом случае и требуются большие затраты на обогащение по сравнению с другими методами.
В целом свинцово-цинковые руды Николаевского месторождения обладают высокой флотируемостью, так как являются природными гидрофобными веществами.
На современных обогатительных фабриках применяются различные схемы флотации. Схемы флотации отличаются по методу флотации, по числу стадий и циклов обогащения, по числу перечисток концентрата и контрольных флотаций хвостов в отдельных циклах, по точкам, в которые возвращаются промпродукты в цикл флотации. Схемы флотации состоят из нескольких операций обогащения, по своему назначению различаются следующие операции:
- основная флотация;
- перечистная флотация;
- контрольная флотация.
В зависимости от свойств полезных минералов, вида вкрапленности применяются одно - и многостадиальные схемы флотации. Каждая стадия обогащения может включать один и несколько циклов.
В зависимости от последовательности выделения полезных минералов при обогащении полиметаллических руд различаются схемы коллективной, селективной и коллективно-селективной флотации.
Технологическая схема обогатительной фабрики «Дальполиметалл» предназначенная для обогащения свинцово-цинковых руд, обеспечивает получение качественного цинкового и свинцового концентратов. Присутствие меди в свинцовых концентратах снижает извлечение свинца и благородных металлов при металлургическом переделе, усложняет и удорожает свинцовую плавку. Содержание свинца и цинка в концентратах составляет соответственно до 73% и от 40 до 56%.
Прямая селективная флотация этих руд в ряде случаев оказывается более целесообразной, чем коллективная флотация с последующей селекцией. Объясняется это наличием в рудах некоторых компонентов пустой породы, легко - флотирующихся и сорбирующих реагенты, что мешает в дальнейшем успешному разделению коллективного концентрата.
Схема селективной флотации свинцово-цинковых руд включает два цикла: свинцовый, состоящий из двух основных флотаций, трех перечисток и цинковый – двух основных флотаций, трех перечисток и двух концентрационных флотаций.
На флотацию поступает руда, измельченная до крупности 70% - 0,074 мм. В цикле свинцовой флотации сфалерит депрессируется цинковым купоросом и цианистым натрием. Флотация проводится в щелочной среде, которая создается известью. Хвосты свинцовой флотации поступают в цинковый цикл. В основную цинковую флотацию подается медный купорос.
Правильно разработанная схема флотации дает возможность не только получать качественный концентрат, но и способствует повышению производительности флотомашин, увеличению скорости флотации. Большое влияние на процесс оказывает и реагентный режим. При выборе схемы флотации нужно четко определять количество стадий и циклов обогащения.
В данном дипломном проекте рассматривается только свинцовый цикл. Исходя из опыта действующей обогатительной фабрики и учитывая вышеизложенное, принимаем схему флотации (свинцовый цикл), которая включает в себя: две основные флотации и три перечистки.
("11") Выбранная схема флотации (свинцовый цикл) изображена на рис. 1.
Рис.1. Проектируемая схема флотации на базе свинцово-цинковых руд
Николаевского месторождения
2.2 Расчет качественно-количественной схемы
Целью расчета качественно-количественной схемы является определение для всех продуктов и операций ряда ее показателей, которые качественно и количественно характеризуют технологический процесс. Такими, показателями являются: Q, γ, β, ε.
Q-весовой выход продукта по твердому в единицу времени;
γ-выход продукта по твердому, %;
β-содержание ценного компонента в продукте обогащения, %;
ε-извлечение ценного компонента в продукты обогащения, %;
Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей для расчета схем(включая и показатель β1 ,относящийся к исходной руде) по формуле
N=c(1+ np - ар)-1, (1)
где – nр, ар-общее число продуктов, число исходных продуктов, число продуктов разделения, число продуктов смешения.
N=c(1+ np - ар)-1=2(1+10-5)-1=11
Определяем число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки.
Nn=c( np + ар), (2)
Nn=c(np +ар)=2(10-5)=10
Определяем максимальное число показателей извлечения, которое может быть принято для расчета схемы по формуле
Nивл. max= np + ар, (3)
Определяем число показателей содержания при условии, что N
=0, Nε= Nивл. max
Nn=N
+N
+Nε , (4)
("12") 10=0+ N
+5
N
=5
Принимаем на основании анализа результатов испытаний обогащения руды и практики действующего обогатительной фабрики численные значения исходных показателей:
Содержание Рь в исходной руде β1 =1,6% Содержание ценного компонента основной флотации β3 =12% Содержание ценного компонента I перечистки β6 =59% Содержание ценного компонента I основной флотации β8 =24,1% Содержание ценного компонента во II перечистке, β11 =91,4% Содержание ценного компонента в III перечистке, β13 =64,6%Аналогично принимаем значения извлечения металлов в продукты обогащения
ε1=100%
ε3 =115,4%
ε6 =99,6%
ε8 =19,6%
ε11=91,4%
ε13 =88,9%
По уравнения, связывающим технологические показатели находим значения εn для всех остальных продуктов схемы, принимая ε1 =100%. Расчет ведем с конца схемы, составляем уравнение баланса для каждой операции.
ε2= ε1 + ε7+ ε8 = 100+26,5 +19,6= 146,1%
ε4 = ε2 – ε3= 146,1 – 115,4 = 30,7%
("13") ε5= ε3 + ε12 = 115,4+10,7 = 126,1%
ε9= ε4– ε8= 30,7 – 19,6 = 11,1%
ε10= ε6 + ε14 = 99,6 + 2,5 = 102,1%
ε12= ε10– ε11 =102,1-91,4=10,7%
ε7= ε5– ε6=126,1-99,6=26,5%
ε14= ε11– ε13=91,4-89,9=2,5%
Проверка ε1= ε13+ ε9=88,9+11,1=100%
100%=100%
Определяем выхода продуктов с известными значениями βn по формуле
gN = ( | (5) |
)
Определяем выхода всех остальных продуктов по уравнениям баланса
g11 = g10 - g12 =2,8+0,1=2,3%
g10 = g6 + g14 =2,7+0,1=2,8%
g3= g2 - g4 =104,6-99,1=5,5%
g5= g3+ g12 =5,5+0,5=6%
g2= g1+ g7 +g8=100+3,3+1,3=104,6%
("14") g9 =g4 - g8 = 99,1-1,3=97,8%
g13=g11 - g14=2,3-0,1=2,2%
g6= g5 - g7 =6-3,3=2,7%
Проверка: g1=g13+g9=2,2+97,8=100%
Определяем неизвестные содержание металла в продуктах по формуле
| (6) |
N =
Определяем неизвестное содержание металлов и записываем расчет
β2= 
β4 = 
%
β5 = %
β7 = 
β9 = 
%
β10= 
%
β12 = 
%
β14 = 
%
Определяем массу продуктов по формуле
Qn = 
(7)
Q7 = Q1 х g7/100= 1550х3,3/100=51,15т/сут;
Q8 = Q1 х g8/100=1550х1,3/100=20,15т/сут;
("15") Q4 = =Q1 х g4/100=1550*99, 1/100=1536,05т/сут;
Q12=Q1 х g12/100=1550х0,5/100=7,75т/сут;
Q14= Q1х g14/100=1550х0,1/100=1,55т/сут;
Составляем уравнения баланса:
Q2=Q1+Q7+Q8=1550+51,2+20,2=1621,3т/сут;
Q3= Q2-Q4=1621,4-1536,1=85,25т/сут;
Q5= Q12+ Q3=85,3+7,6=93т/сут;
Q6= Q5-Q7=93-51,2=41,85т/сут;
Q10= Q14+Q6= 41,8+1,6=43,4 т/сут;
Q11= Q10 - Q12 =43,4-7,6= 35,65 т/сут;
Q13= Q11- Q14 = 35,8-1,6= 34,1 т/сут;
Q9= Q4- Q8 =1536,1-20,2= 1515,9 т/сут;
Проверка Q1= Q9+Q13=34,1+1515,9=1550т/сут;
1550т/сут=1550т/сут.
Результаты расчета качественно-количественная схемы обогащения заносим в табл. 10.
2.3 Расчет водно-шламовой схемы и баланса воды
Целью проектирования водно-шламовой схемы является: обеспечение оптимальных отношений Ж: Т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операции или, наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания; определение отношений Ж: Т в продуктах схемы; определение общей потребности воды по обогатительной фабрике (цеху) и составление баланса по воде.
Принятые обозначения:
Rn - отношение жидкого к твердому по массе в операции или в продукте, численно равное отношению м3/1т твердого;
Wn - количество воды в операции или продукте, м3/сут;
("16") L n - количество воды, добавляемой в операцию или к продукту, м3/сут;
δn - плотность твердого в продукте, т/м3;
Vn - объём пульпы в продукте, м3/сут;
ln – удельный расход свежей воды, добавляемой в отдельные операции, м3 воды/1т твёрдого.
І. Устанавливаем численные значения исходных показателей по отчётам исследовательских работ, по данным обогатительной фабрики и фабрик, перерабатывающих аналогичное сырье.
Исходные данные:
R1= 1
R2= 1,4
R5= 3,1
R10= 1,4
R3= 2, 1
R4= 1, 6
R6 =0, 9
R9= 2, 2
R7= 12, 5
R8= 1, 8
R11=1
R9=2, 2
R13=1, 8
("17") R14=14, 5
R12= 14, 2
Определяем количество воды в продуктах по формуле
W n = Rn·Q n, | (8) |
W1 =1×1550=1550 м3/сут;
W3=2,1×85,25=179,03 м3/сут;
W4=1,6×1536,05=2457,68 м3/сут;
W6=0,9×41,85= 37,66 м3/сут;
W7=12,5× 51,15= 639,37 м3/сут;
W8=1,8×20,15=36,27м3/сут;
W9=2,2×1515,9=3334,98 м3/сут;
W11=1×35,65=35,65 м3/сут;
W12=14,2×7,75= 110,05 м3/сут;
W13=1,8×34,1= 61,38 м3/сут;
W14= 14,5×1,55= 22,47 м3/сут;
W2 = 1,4×1621,3=2269,82 м3/сут;
W10= 1,4×43,4=60,76 м3/сут.
По уравнениям баланса определяем количество воды, добавляемой в отдельные операции или в отдельные продукты.
LI = W3+ W4– W1– W7 –W8 = 179,03+2457,,37-36,27=411,07 м3/сут;
("18") LII = W8 + W9 – W4 = 36,27+3334,98-2457,68=913,57 м3/сут;
LIII = W6+ W7– W3- W12 = 37,66+639,37-179,03-110,05=387,95 м3/сут.
LIV = W11 + W12 - W6 – W14=35,65+110,05-37,66-22,47=85,57 м3/сут;
LV = W13 + W14 - W11 = 61,38+22,47-35,65=48,2 м3/сут;
Определяем объем пульпы в продуктах по формуле
Vn=Qn (Rn+1/ δn), | (9) |
Подсчитываем объемы пульпы для всех продуктов и операций 
т/м3 (по данным действующей фабрики)
V1 = Q1 .(R1 +
) =1550×(1+
) =2061,5 т/м³
V3 = Q3 .(R3 +
) =85,25× (2,1+
)=207,16 т/м³
V4 = Q4 .(R4 +
) =1536,05× (1,6+
)=2964,58т/м³
V6 =Q6 .(R6 +
) = 41,5× (0,9+
)=51,47 т/м³
V7 = Q7. (R7 +
) =51,15× (12,5+
)=656,25 т/м³
V8 = Q8 .(R8 +
) =20,15× (1,8+
)=42,92 т/м³
V9 = Q9 .(R9 +
) =1515,9× (2,2+
)=3835,23 т/м³
V11 = Q11 .(R11 +
) =35,65× (1+
)=47,42 т/м³
V12 = Q12. (R12 +
) =7,75× (14,2+
)=112,61 т/м³
V13 = Q13 .(R13 +
) =34,1× (1,8+
)=72,63 т/м³
V14= Q14.(R14 +
) =1,55× (14,5+
)=22, 99 т/м³
V2 = Q2. (R2 +
) =1621,3× (1,4+
)=2804,85 т/м³
V5 =Q5. (R5 +
) =93× (3,1+
)=318,99 т/м³
("19") V10 = Q10. (R10 +
) =43,4× (1,4+
)=75,1 т/м³.
Водно - шламововая схема дает возможность составить баланс общей и свежей воды по обогатительной фабрике (цеху). Суммарное количества воды, поступающее в процесс, должно равняться суммарному количеству воды, уходящему из процесса с конечными продуктами, поэтому баланс общей воды выражается равенством
W1+ΣL=Σ W к, | (10) |
где W1- количество воды, поступающее с исходным сырьём, м3/сут;
Σ L - суммарное количества воды, добавляемой процесс, м3/сут;
Σ W к - суммарное количество, уходящее из процесса с конечными продуктами, м3/сут.
Результаты расчета качественно-количественной и водно-шламовой схемы приведены в табл.10.
Таблица 10
Результаты расчета качественно-количественной и водно-шламовой схемы
№ опера-ции и продуктов | Наименование операций и продуктов | Q, т/сут | γ, % | β,% | ε,% | R | W, м3/сут | V, м3/сут |
1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 |
І | Основная Pb флотация | 1550 | 100 | 1,6 | 100 | 1 | 1550 | 2061,5 |
Итого: | 1621,3 | 104,6 | 2,2 | 146,1 | 1,6 | 2636,71 | 3171,74 |
("20") Продолжение табл. 10
1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 |
3 | Выходит: | 85,25 | 5,5 | 12 | 115,4 | 2,1 | 179,03 | 207,16 |
Итого: | 1621,3 | 104,6 | 2,2 | 146,1 | 1,6 | 2636,71 | 3171,74 | |
ІІ | І Pb перечистка | 85,25 | 5,5 | 12 | 115,4 | 2,1 | 179,03 | 207,16 |
Итого: | 93 | 6 | 33,5 | 126,1 | 7,3 | 677,03 | 707,72 | |
6 | Выходит: | 41,85 | 2,7 | 59 | 99,6 | 0,9 | 37,66 | 51,47 |
Итого: | 93 | 6 | 33,5 | 126,1 | 7,3 | 677,03 | 707,72 | |
ІІІ | ІІ основная Pb флотация | 1536,05 | 99,1 | 0,50 | 30,7 | 1,6 | 2457,68 | 2964,58 |
Итого: | 1536,05 | 99,1 | 0,50 | 30,7 | 2,2 | 3371,25 | 3878,15 | |
8 | Выходит: | 20,15 | 1,3 | 24,1 | 19,6 | 1,8 | 36,27 | 42,92 |
Итого: | 1536,05 | 99,1 | 0,50 | 30,7 | 2,2 | 3371,25 | 3878,15 | |
("21") Окончание табл. 10
1 | 2 | 3 | 4 | 5 | 6 | 7 | 8 | 9 |
6 | ІІ Pb перечистка | 41,85 | 2,7 | 59 | 99,6 | 0,9 | 37,66 | 51,47 |
Итого: | 43,4 | 2,8 | 58,3 | 102,1 | 3,32 | 145,7 | 160,03 | |
11 | Выходит: | 35,65 | 2,3 | 63,5 | 91,4 | 1 | 35,65 | 47,42 |
Итого: | 43,4 | 2,8 | 58,3 | 102,1 | 3,3 | 145,7 | 160,03 | |
V | ІІІ Pb перечистки | 35,65 | 2,3 | 63,5 | 91,4 | 1 | 35,65 | 47,42 |
Итого: | 35,65 | 2,3 | 63,5 | 91,4 | 2,4 | 83,85 | 95,62 | |
13 | Выходит: | 34,1 | 2,2 | 64,6 | 88,9 | 1,8 | 61,38 | 72,63 |
Итого: | 35,65 | 2,3 | 63,6 | 91,4 | 2,4 | 83,85 | 95,62 |
("22") Таблица 11
|
Из за большого объема этот материал размещен на нескольких страницах:
1 2 3 4 5 |
