б

а

2. Двухстадиальные схемы (рис. 4.24):

а) двухцикловая с выделением в первой стадии обогащения от­вальных хвостов и бедного концентрата, направляемого во вторую стадию;

б) двухцикловая с выделением в первой стадии обогащения кон­диционного концентрата и богатых хвостов, направляемых во вторую стадию;

в) двухцикловая с выделением в первой стадии обогащения кон­диционного концентрата, отвальных хвостов и промпродукта, на­правляемого во вторую стадию;

г) одноцикловая с доизмельчением промпродукта в отдельном приеме и возвращением его в цикл флотации;

д) трехцикловая с выделением в первой стадии обогащенного бедного чернового концентрата, промпродукта и части отвальных хвостов. Концентрат и промпродукт поступают раздельно в измель­чение и во вторую стадию обогащения;

Рис. 4.24. Варианты принципиальных двухстадиальных схем

флотации

Измельчение 2

б

а

е) трехцикловая с выделением в первой стадии обогащения части готового концентрата и хвостов, направляемых на классифика­цию. Слив классификатора направляется в цикл шламовой флотации. Пески классификатора после измельчения направляются во вторую стадию флотации.

3. Трёхстадиальные схемы (рис. 4.25):

Рис. 4.25. Варианты принципиальных трёхстадиальных схем флотации

а) трёхцикловая с выделением в первой стадии обогащения части готового концентрата и богатых хвостов, направляемых в из­мельчение и вторую стадию. Во второй стадии обогащения выделя­ются вторая часть концентрата, часть хвостов и промпродукт, на­правляемый в измельчение и третью стадию обогащения;

б) трёхцикловая с последовательным доизмельчением хвостов.

Возможны другие варианты трёхстадиальных и многостадиаль­ных схем флотации, которые являются сочетанием различного коли­чества одно- и двухстадиальных схем.

Выбор принципиальной схемы флотации монометаллических руд зависит, в основном, от характеристики вкрапленности в руде по­лезного минерала и способности полезного минерала и пустой по­роды к ошламованию при измельчении.

Очевидно, что чем более неравномерна по крупности выде­лений вкрапленность полезного минерала и чем он больше шла­муется при измельчении, тем больше оснований для применения стадиального обогащения.

При выборе схемы обогащения должен соблюдаться принцип: извлекать полезный минерал в окончательный концентрат и удалять пустую породу в хвосты по возможности в крупном виде (не дробить и не обогащать ничего лишнего).

Стадиальное обогащение применяется для того, чтобы не допус­тить переизмельчения полезных минералов и пустой породы.

Ниже приведены примеры выбора принципиальных схем флота­ции сульфидных монометаллических руд в зависимости от вкраплен­ности минералов и способности их к ошламованию.

Пример 1. Крупная вкрапленность, полезные минералы не склонны к ошламованию.

Кондиционные концентраты и отвальные хвосты могут быть по­лучены при флотации грубоизмельченной руды. Так как полезные минералы не склонны к ошламованию, то при грубом измельчении вредное влияние ошламования проявляется слабо. Следовательно, для переработки таких руд целесообразно применение одностадиальной одноцикловой схемы флотации (рис. 4.23,а).

Пример 2. Крупная вкрапленность, полезные минералы склонны к ошламованию (легко переизмельчаются).

Лучшие результаты обогащения должны получаться при двух­стадиальной схеме флотации с выделением в первой стадии части кондиционного концентрата (рис. 4.24,б). При этом полезные мине­ралы, выделяемые в концентрат в первой стадии, предохраняются от переизмельчения.

Пример 3. Агрегатная вкрапленность (полезные минералы за­ключены в сравнительно крупные агрегаты с другими минералами в сравнительно тонких сростках).

Для получения чистых концентратов такие руды требуют тон­кого измельчения, однако бедные хвосты могут быть получены при грубом измельчении, достаточном для освобождения из сростков крупных агрегатов. Поэтому после грубого измельчения руды следует выделить основную массу отвальных хвостов и бедный концентрат, который направляется в отдельный цикл измельчения и далее во вто­рую стадию обогащения (рис. 4.24,а). В некоторых случаях более вы­сокие технологические показатели достигаются по двухстадиальной трехцикловой схеме (рис. 4.24,д), предусматривающей измельчение и флотацию бедного концентрата и промпродукта в отдельных циклах.

При тонкой вкрапленности ценных минералов в агрегатах кон­курирующими могут оказаться трехстадиальные схемы с выделением в первой стадии основной массы отвальных хвостов и переработкой грубого концентрата первой стадии по какой-либо двухстадиальной схеме.

Пример 4. Неравномерная вкрапленность.

Для руд с неравномерной вкрапленностью часть полезных мине­ралов, находящаяся в более крупных выделениях, вскрывается (осво­бождается от сростков) при сравнительно грубом измельчении, что дает возможность извлечения ее в богатый концентрат в первой ста­дии.

Руды с подобным типом вкрапленности следует обогащать по двухстадиальной схеме с выделением в первой стадии обогащения части кондиционного концентрата и богатых хвостов, направляемых в доизмельчение и вторую стадию (рис. 4.24,б). Применение стади­ального обогащения особенно необходимо в тех случаях, когда не­равномерно вкрапленные полезные минералы подвержены сильному ошламованию. Для таких руд может быть рекомендована трехстади­альная схема обогащения с последовательным доизмельчением хво­стов (рис. 4.25,б).

Если при неравномерной вкрапленности часть полезных мине­ралов представлена чрезвычайно мелкими включениями, рацио­нально во второй стадии обогащения получать кондиционный кон­центрат, промпродукт и отвальные хвосты. Промпродукт направля­ется в доизмельчение и в третью стадию обогащения (рис. 4.25,а).

Таким образом, при флотации руд с неравномерной вкрапленно­стью полезных минералов следует применять двухстадиальные или трехстадиальные схемы обогащения с выделением в первой стадии части кондиционного концентрата.

Пример 5. Мелкая равномерная вкрапленность.

Вскрытие полезных минералов даже при равномерной вкрап­ленности происходит постепенно по мере повышения степени из­мельчения. В целях экономии на измельчение и ограничения вред­ного влияния ошламования руду целесообразно измельчать до круп­ности, обеспечивающей освобождение из сростков определенной части полезных минералов и извлекать эту часть в кондиционный концентрат. Оставшуюся часть полезных минералов по возможности извлекают в первой стадии в промпродукт и получают отвальные хвосты. Промпродукт доизмельчается и подвергается флотации, на­пример по схемам, приведенным на рис. 4.24,в,г.

Пример 6. Сложная очень неравномерная вкрапленность.

Руды с таким характером вкрапленности содержат полезные ми­нералы в широком диапазоне крупности, поэтому предпочтитель­ными являются трехстадиальные схемы (например, рис. 4.25,а).

Пример 7. Руды, содержащие много первичных шламов.

Первичные шламы иногда могут обогащаться в отдельном цикле. Если шламы обладают высокой флотационной активностью, то применяют схему с предварительной флотацией шламов. Если шламы плохо флотируются и вредят флотации, то их после выделения на­правляют в хвосты или в отдельный цикл обогащения.

Выбор принципиальной схемы флотационного обогащения полиметаллических руд.

Для полиметаллических руд находят применение четыре вида принципиальных схем флотации:

1 – с прямой селективной флотацией;

2 – с предварительной коллективной флотацией;

3 – с частичной коллективной флотацией;

4 – с фракционной коллективной флотацией.

Схема с прямой селективной флотацией (рис. 4.26) предусматривает последовательные циклы флотации первого минерала, второго и третьего. Хвосты в схеме выделяются в третьем цикле обогащения, основной поток проходит все циклы флотации.

Рис. 4.26. Принципиальная схема флотации полиметаллических руд

прямой селективной флотацией

Схемы с предварительной коллективной флотацией (рис. 4.27) предусматривают удаление отвальных хвостов в первом цикле кол­лективной флотации всех полезных минералов.

Основной поток пульпы в этих схемах проходит только один цикл обогащения, что существенно снижает машиноемкость схемы и позволяет сбросить пустую породу в наиболее крупном виде.

Схемы с частичной коллективной флотацией приведены на рис. 4.28. В схемах основной поток пульпы проходит два цикла обо­гащения.

Рис. 4.27. Принципиальные схемы флотации полиметаллических руд

с предварительной коллективной флотацией

Рис. 4.28. Принципиальные схемы флотации полиметаллических

руд с частичной коллективной флотацией

Питание

а

Схема с фракционной коллективной флотацией (рис. 4.29) по­зволяет повысить эффективность флотации, когда флотационная ак­тивность отдельных разностей одного и того же минерала различна. В частности, это относится к сфалериту, флотируемость которого мо­жет изменяться в широких пределах. Например, при флотации свин­цово-медно-цинково-пиритных руд в первую фракцию коллективного концентрата извлекаются полностью свинец и медь и лишь частично – цинк и пирит.

Вторая фракция коллективного концентрата, не содержащая га­ленита и сульфидов меди, присоединяется к цинково-пиритным хво­стам селективной флотации первой фракции.

Схемы с предварительной коллективной флотацией обычно эко­номичны благодаря возможности проведения коллективной флотации на более грубоизмельченном материале, снижения расхода реагентов, снижения машиноемкости схемы.

При богатых рудах выход коллективного концентрата является большим, поэтому для них в особенности при крупной вкрапленности может быть более эффективной схема с прямой селективной флота­цией.

Ниже приведены примеры выбора принципиальных схем флота­ции сульфидных полиметаллических руд в зависимости от вкраплен­ности, состава и массовой доли ценных компонентов.

Пример 1. Сплошные сульфидные руды с высокой массовой до­лей цветных металлов.

Эти руды состоят в основном из сульфидов свинца, меди, цинка, железа. Общая массовая доля сульфидов достигает 75 – 90 %, массо­вая доля цветных металлов 6 – 15 %. Для обогащения этих руд при­меняется прямая селективная флотация или схемы с частичной кол­лективной флотацией. Если массовая доля пустой породы в руде больше 15 – 20 %, то может быть эффективной схема с предваритель­ной коллективной флотацией.

Пример 2. Сплошные сульфидные руды с низкой массовой до­лей цветных металлов и высокой массовой долей серы. К этим рудам относятся медисто-цинковые пириты с массовой долей меди 1 – 2 %, цинка 1 – 2,5 %. Для их обогащения наиболее перспективной является схема с предварительной коллективной флотацией сульфидов меди и цинка и получением богатых пиритных хвостов. При повышенной массовой доле пустой породы и необходимости получения пиритного концентрата более выгодной может быть схема с предварительной коллективной флотацией всех сульфидов.

Пример 3. Вкрапленные полиметаллические руды с высокой мас­совой долей цветных металлов.

К таким рудам относятся свинцово – цинковые, медно – цинко­вые руды с суммарной массовой долей цветных металлов 8 – 15 %.

При крупной вкрапленности полезных минералов руды целесооб­разно обогащать по схеме с прямой селективной флотацией. При агрегатной вкрапленности эффективной является схема с пред­варительной коллективной флотацией.

Пример 4. Вкрапленные руды с низкой массовой долей цветных металлов.

Суммарная массовая доля цветных металлов в рудах обычно в пределах от 2 до 4 %. Массовая доля пирита может достигать 30 – 40 %.

Для обогащения таких руд целесообразно применять схемы с предварительной коллективной флотацией.

Построение схем флотационного обогащения в отдельных стадиях и циклах.

Решается вопрос о числе и последовательности операций в каж­дом цикле обогащения, и выбираются точки возврата промпродуктов.

Простейшим примером цикла обогащения является одна опера­ция флотации. Такая схема может применяться в тех случаях, когда в цикле получается только один конечный продукт (концентрат или хвосты) или результаты разделения в одной операции флотации удов­летворяют поставленным перед ней требованиям по кондициям или экономическим соображениям.

Если в цикле обогащения необходимо получить два конечных продукта – кондиционный концентрат и отвальные хосты, то приме­няются более сложные схемы флотации.

Развитие схем может происходить в направлениях увеличения числа перечистных флотаций концентратов и числа контрольных флотаций хвостов (рис. 4.30).

Рис. 4.30. Развитие схем флотации в сторону увеличения числа

перечистных флотаций (А) и в сторону увеличения числа контрольных

флотаций (Б): а – технологическая схема; б – структурная

технологическая схема

а

Развитие схемы флотации определяется: массовой долей полез­ного компонента в руде; кондициями, предъявляемыми к концен­трату; флотационными свойствами полезных минералов и вмещаю­щей породы. Чем выше кондиции на концентрат и чем беднее исход­ная руда, тем больше необходимо перечистных флотаций. Контроль­ные флотации применяются для снижения потерь ценных компонен­тов в хвостах. На практике число контрольных флотаций составляет не более двух.

Все концентраты и хвосты в схеме кроме конечных продуктов принято называть промпродуктами. В циклах флотации промпро­дукты либо возвращаются в операции настоящего цикла, либо пере­рабатываются в отдельном цикле. Возврат промпродуктов в схеме формально возможен в любую предыдущую операцию флотации. Возможные точки возврата промпродуктов показаны на рис. 4.31.

Рис. 4.31. Возможные точки возврата промпродуктов

в цикле флотации

Выбор точек возврата промпродуктов зависит, главным образом, от качества концентрата, который требуется получить, флотационных свойств минералов, наличия и количества в промпродукте сростков, его выхода и разжижения.

При высоких кондициях на концентрат и хорошей флотируемо­сти полезного минерала, а также при необходимости повысить каче­ство концентрата за счет некоторого снижения извлечения промпро­дукты нескольких перечистных операций можно объединить и напра­вить в основную флотацию.

Например, объединение промпродуктов от двух–трёх перечист­ных операций и возврат их в предыдущую операцию часто встреча­ется в схемах флотации графитовых, серных и молибденовых руд.

а

На практике наиболее часто используются так называемые кано­нические схемы флотации, предусматривающие возврат промпродук­тов из каждой последующей в предыдущую операцию флотации (рис. 4.32).

Рис. 4.32. Канонические схемы флотации: а – несимметричная;

б – симметричная

Питание

Существует мнение, что выбор точек возврата должен обеспечи­вать смешивание продуктов с примерно одинаковой массовой долей полезного компонента. Последнее не вполне определяет поведение продуктов в процессе флотации, поэтому необходимо при определе­нии точек смешения продуктов учитывать также характеристики флотируемости компонентов смешиваемых продуктов. Промпро­дукты иногда сильно обводнены, могут содержать значительное ко­личество реагентов и шламов, бывают обогащены труднофлотируемыми разностями, окисленными формами минералов, сростками. Если возврат промпродуктов в основную флотацию может нарушить технологические показатели процесса, то промпродукты флотиру­ются в отдельном цикле с доизмельчением или без доизмельчения в зависимости от количества сростков.

Возврат промпродуктов в схеме флотации приводит к созданию циркулирующих потоков, к увеличению машиноемкости схемы и по­вышению времени нахождения отдельных фракций, обычно трудно­флотируемых, в процессе флотации.

4.5.4. Выбор схем обогащения углей

Выбор технологической схемы обогащения угля определяется: назначением угля и в связи с этим требованиями, предъявленными к его качеству; категорией обогатимости угля; влажностью угля; харак­теристикой крупности и зольности отдельных классов; характеристи­кой вкрапленности минеральных примесей, обусловливающих золь­ность угля.

Назначение угля. Угли используются для коксования с целью получения металлургического топлива; в качестве энергетического топлива; для получения горючих газов (газификации); для полукоксо­вания и гидрогенизации.

Коксующиеся угли являются наиболее ценными. Они подверга­ются обогащению в тех случаях, когда зольность и массовая доля серы в рядовом угле выше допускаемых кондициями значений. Золь­ность по кондициям в коксующемся угле должна быть не выше 7 %.

Энергетические угли подвергаются обогащению в тех случаях, когда это экономически оправдано. Концентраты сортируются на классы крупности в соответствии с действующими стандартами. Ма­лозольные энергетические угли с зольностью 10–12 % обогащению не подвергаются. Схема обработки таких углей определяется требова­ниями к крупности. Обычно малозольные угли дробятся до 100 мм и сортируются на классы –100+50 мм, –50+25 мм, –25+13 мм, –13+6 мм и –6+0 мм. При сортировке бурых углей последний класс имеет крупность –13+0 мм, а при повышенной влажности бурого угля –25+0 мм.

Категории обогатимости угля. Обогатимость угля, то есть сте­пень трудности обогащения, наиболее просто оценивается по массо­вой доле промежуточных по плотности фракций в исходном угле, то есть фракций, плотность которых больше плотности малозольных фракций, извлекаемых в концентрат и меньше плотности породных фракций, извлекаемых в хвосты. Классификация углей по обогатимо­сти в зависимости от массовой доли промежуточных фракций, отне­сенной к беспородной массе, приведена в табл. 4.11.

Очевидно, что чем труднее обогащается уголь, тем более эффек­тивные процессы и более сложные схемы обогащения должны быть применены для достижения требуемых показателей.

Таблица 4.11

Классификация углей по обогатимости

Массовая доля промежуточных фракций, %	Категория обогатимости	Наименование обогатимости
До 4 включительно	1	Легкая
Свыше 4 до 10 включительно	2	Средняя
Свыше 10 до 17 включительно	3	Трудная
Свыше 17 включительно	4	Очень трудная

Влажность угля. От массовой доли в угле внешней влаги зави­сит метод выделения перед обогащением пылеватого продукта (класса минус 0,5 мм). При массовой доле внешней влаги до 5–5,5 % удаление класса минус 0,5 мм может производиться методом обеспы­ливания и обеспыливания с последующим обесшламливанием. Влаж­ность угля определяет также возможность применения пневматиче­ского обогащения мелких классов. При влажности более 4–5 % пнев­матическое обогащение без предварительной подсушки применяться не может.

Характеристика крупности угля и зольности отдельных классов оказывают влияние на выбор методов обогащения. Так, при высокой массовой доле класса крупности плюс 6 мм более выгодным может быть обогащение в суспензионных сепараторах, а при низкой – обогащение отсадкой или в суспензионных циклонах. При низкой зольности и малом выходе класса минус 0,5 мм появляется возмож­ность его подшихтовки к концентрату без обогащения.

Характеристика вкрапленности минеральных примесей в угле влияет на выбор числа стадий обогащения. При малом количе­стве примесей может применяться одностадиальная схема обогаще­ния, при повышенном количестве примесей выбираются стадиальные схемы с додрабливанием промпродуктов, а для высокосернистых коксующихся углей с мелкими включениями серного колчедана до­полнительному дроблению должен подвергаться также концентрат при обогащении крупного класса.

Характеристика вкрапленности минеральных примесей влияет также на максимальную крупность угля, поступающего в обогащение. При крупных включениях породы в обогащение направляется уголь крупности до 300 (100)мм. При более мелкой вкрапленности круп­ность угля, поступающего в обогащение, снижается до 50 мм и далее до 12 мм.

Глубина обогащения. При выборе схемы обогащения угля важ­ное значение имеет вопрос о глубине обогащения, под которой пони­мается максимальная крупность зерен мелкого класса угля, который не подвергается обогащению, а используется в естественном виде.

Глубина обогащения коксующихся углей с большим выходом и высокой зольностью класса минус 0,5 мм составляет 0 мм, то есть весь уголь подвергается обогащению. При незначительном выходе класса минус 0,5 мм и низкой его зольности глубина обогащения мо­жет быть 0,5 мм, а класс минус 0,5 мм подшихтовывается к концен­трату.

Глубина обогащения энергетических углей обычно находится в пределах 6 – 25 мм, чаще 6 – 13 мм. Угли, предназначенные для сжи­гания в крупных котельных, обогащаются до меньшей глубины или не обогащаются совсем. При дальних перевозках углей обогащение должно быть более глубоким.

При гидродобыче энергетических углей глубину обогащения вы­годно принять равной 0,5 мм.

Вопрос об оптимальной глубине обогащения энергетических уг­лей в каждом конкретном случае должен решаться на основе технико-экономического сравнения вариантов.

Характеристика процессов обогащения углей

Пневматическое обогащение имеет ограниченную область приме­нения. Оно применяется только для сильношламующихся в воде энергетических углей, для легкообогатимых и сухих энергетических углей с пониженной зольностью. В последнем случае пневмати­ческому обогащению подвергается только средний по крупности класс. Легко обезвоживающийся крупный класс направляется в мок­рое обогащение, а самый мелкий класс используется без обогащения.

Обогащение в суспензиях производится в сепараторах с поступа­тельным и вращательным движением суспензии. Поступа­тельное движение суспензии применяется для обогащения крупного (более 6 – 10 мм) угля, вращательное движение суспензии – для обогащения мелкого (от 6 – 10 мм до 0,5 мм) материала.

Процесс обогащения в суспензиях имеет ряд существенных пре­имуществ по сравнению с другими гравитационными процессами: высокая технологическая эффективность; возможность автоматиче­ского регулирования; нечувствительность к изменениям производи­тельности и качества исходного продукта. Суспензионные сепара­торы просты по конструкции и имеют высокую производительность. Высокая точность разделения в суспензиях приводит к тому, что практические показатели обогащения близки к теоретическим.

Для обогащения мелкого угля (–10+0,5 мм) применяют процесс обогащения в суспензионных циклонах. Основным преимуществом этого процесса по сравнению с отсадкой является получение высоких технологических показателей. Недостатком процесса является более высокая себестоимость процесса вследствие повышенных расходах электроэнергии и затрат на ремонт оборудования.

Процесс обогащения в суспензиях в схемах обогащения углей как альтернативный должен рассматриваться в следующих случаях: для крупного (более 10 – 13 мм) класса коксующихся углей всех кате­горий обогатимости при условии, что массовая доля этого класса в рядовом угле не менее 15 – 20 %; для энергетических углей, кроме добываемых гидроспособом, при глубине обогащения до 6 – 25 мм.

Обогащение в суспензионных циклонах применяется в основном при переработке углей трудной и очень трудной обогатимости, а также для обогащения промежуточных продуктов отсадки.

Гидравлическая отсадка может применяться для обогащения уг­лей любой категории обогатимости. Отсадка считается основным процессом обогащения каменных углей. Совершенствование отса­дочных машин, увеличение их производительности, простота схемы и эксплуатации делают процесс отсадки конкурентоспособным с про­цессами разделения в суспензиях.

Процесс отсадки как альтернативный следует рассматривать: для обогащения класса минус 10 (13) мм коксующихся углей легкой и средней обогатимости; для обогащения неклассифицированных коксующихся углей той же категории обогатимости, содержащих не­большое количество крупных классов; для обогащения класса плюс 0,5 мм энергетических углей, добываемых гидроспособом.

Флотация применяется для обогащения мелочи (класса минус 0,5 мм) коксующихся углей и в отдельных случаях энергетических углей и антрацитов.

В последние годы для тонковкрапленных углей разрабатывают схемы чисто флотационного обогащения.

При флотации углей применяют схемы, приведенные на рис. 4.33.

Рис. 4.33. Схемы флотации каменных углей

Для легкофлотируемых углей применяются простые схемы (рис.4.33.а, б). Для труднофлотируемых углей используют схемы с перечисткой промпродукта или концентрата (рис. 4.33.в, г).

Ниже приведены примеры выбора схем обогащения углей.

Пример 1. Коксующийся уголь весьма трудной обогатимости.

Для обогащения коксующихся углей трудной и весьма трудной обогатимости может быть применена схема, приведенная на рис. 4.34. Крупный класс угля обогащается в трёхпродуктовых тяжелосредных сепараторах либо в двухпродуктовых сепараторах по двум плотно­стям разделения, а мелкий класс и дробленый промпродукт сепарато­ров – в трёхпродуктовых тяжелосредных циклонах.

Для обогащения мелкого угля в качестве альтернативы рассматривается отсадка с обогащением промпродукта отсадки в тяжелосредных циклонах.

Шламы без предварительного сгущения или после частичного сгущения подаются во флотацию.

Пример 2. Коксующийся уголь средней обогатимости.

Для обогащения коксующихся углей средней обогатимости мо­жет быть применена схема, приведенная на рис. 4.35. Мелкий уголь по этой схеме обогащается отсадкой с выделением трех конечных продуктов.

Пример 3. Коксующийся уголь хрупкий и трудной обогатимо­сти.

Может быть использована схема, приведенная на рис. 4.36. Схема предусматривает додрабливание угля до 30 (40) мм и обогащение всего угля одним машинным классом в тяжелосредных трехпродуктовых циклонах, либо в двухпродуктовых циклонах по двум плотностям.

Рис. 4.36. Принципиальная схема обогащения хрупких коксующихся углей

трудной обогатимости

Пример 4. Энергетический уголь легкой обогатимости, добы­ваемый гидроспособом. Наиболее эффективной может быть схема от­садки неклассифицированного угля (класс –100+0,5 мм).