Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

Обогащение полезных ископаемых решение практических задач. Учебное пособие

.pdf
Скачиваний:
0
Добавлен:
12.08.2026
Размер:
847 Кб
Скачать

Решение

1.  Рассчитаем выход концентрата:

γк = qQк 100 %=15600000100 %=4 %.

2.  Рассчитаем извлечение свинца в концентрат: εк = γкαβк = 42,556 =89,6 %.

Ответ: gк = 4 %, eк = 89,6 %.

Пример  1.3

Годовая производительность обогатительной фабрики составляет 8 млн т руды, массовая доля в ней цинка – 2,4 %. Какое количество руды необходимо переработать, чтобы произвести 100 тыс. т цинкового концентрата с содержанием цинка 54 %, если извлечение цинка в концентрат равно 90 %?

Дано: a= 2,4 %; bк = 54,0 %; Q = 8 млн т/год; qк = 100 тыс. т;

eк = 90 %.

Определить: Qx. Решение

1.  Используя уравнение связи основных технологических показателей обогащения, найдём выход концентрата:

γк = εβкα = 90 2,4 =4,0 %.

к54

2.  Из формулы расчёта выхода (1.5) выразим искомое количество руды:

Qx = qк 100 %=100 000100 %=2 500 000 т.

γк 4

или используя формулу (1.10) найдем R = 100/4 = 25, после чего требуемое количество концентрата умножим на степень сокращения: 100 000 25 = 2 500 000 т.

Ответ. Для производства 100 тыс. т цинкового концентрата необходимо переработать Qx = 2,5 млн т руды.

Зависимости между технологическими показателями обогащения полезных ископаемых часто изображают в виде графиков, называемых кривыми обогатимости. Кривые обогати-

11

мости нашли широкое практическое применение при оценке обогатимости угля (рис.  1.1). Обогатимостью называют способность угля разделяться в процессе его обогащения на продукты с заданными показателями качества [9]. Кривые обогатимости позволяют по известным показателям обогащения определить остальные, а также определить плотность разделения и возможность шихтовки. Кривые лёгких b и тяжёлых q фракций представляют собой графические зависимости выхода лёгких (gл) и тяжёлых (gт) фракций от их зольности. Кривая элементарных фракций l показывает зависимость между выходом лёгких фракций и зольностью элементарных слоев, а кривая плотности ρ описывает зависимость между выходом лёгких фракций и их граничной максимальной плотностью.

Рис.  1.1. Кривые обогатимости угля

Для построения кривых обогатимости сначала проводят фракционный­ анализ угля, заключающийся в разделении его на фракции разной плотности [10]. Для этого используют тяжёлые жидкости (органические жидкости, растворы хлористого цинка). Например, для фракционного анализа каменного угля плотность тяжёлых жидкостей может составлять 1,3…2,0 г/см3. Пробу угля сначала помещают в сосуд с тяжё-

12

лой жидкостью плотностью 2,0 г/см3, где фракции угля, плотность которых меньше плотности жидкости, тонут в ней, образуя тяжёлые фракции, а уголь, плотность которого меньше плотности жидкости, всплывает, образуя лёгкие фракции. После этого лёгкие фракции вынимают, а тяжёлые фракции помещают в следующую ёмкость с тяжёлой жидкостью меньшей плотности – 1,9 г/см3, и проводят аналогичное фракционирование, и так далее до последнего значения плотности тяжёлой жидкости 1,3 г/см3. После этого все тяжёлые и лёгкие фракции высушивают и взвешивают, затем рассчитывают выход каждой фракции:

γ

ф

=

mi

100 %=

mi

100 %,

(1.11)

M

n

 

 

 

 

 

 

 

 

 

mi

 

 

 

 

 

 

 

 

 

i=1

гдеmi – масса i-й фракции;

M – масса пробы угля для фракционного анализа;

n – число фракций, полученных в результате фракционного анализа.

Кроме массы фракции при фракционном анализе определяют её зольность Ad. Предположим, что в результате фракционного анализа угля получены следующие результаты, представленные в табл.  1.1.

 

 

 

 

 

 

Таблица  1.1

Результаты фракционного анализа пробы каменного угля

 

 

 

 

 

 

 

 

Плотность

Выход фрак-

Зольность Ad

,

Всплывшие

Потонувшие

 

ции gф, %

ф

 

фракции

фракции

фракции, г/см3

%

 

 

g, %

Ad, %

g, %

Ad, %

 

 

 

 

Менее 1,3

52,2

3,24

 

52,2

3,24

100,0

11,50

 

 

 

 

 

 

 

 

1,3…1,4

34,6

8,56

 

86,8

5,36

47,8

20,52

 

 

 

 

 

 

 

 

1,4…1,5

5,4

18,72

 

92,2

6,14

13,2

51,87

 

 

 

 

 

 

 

 

1,5…1,6

0,8

36,44

 

93

6,40

7,8

74,83

 

 

 

 

 

 

 

 

1,6…1,8

1,2

64,83

 

94,2

7,15

7,0

79,21

 

 

 

 

 

 

 

 

Более 1,8

5,8

82,19

 

100,0

11,50

5,8

82,19

 

 

 

 

 

 

 

 

Итого

100

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Суммарный выход всплывших (потонувших) фракций γ рассчитывают как сумму выходов соответствующих фракций g= Sgф.

13

Например, для третьей строки сверху в табл.  1.1 суммарный выход потонувших фракций составит 5,8 % + 1,2 % + 0,8 % + + 5,4 % = 13,2 %.

Суммарную зольность всплывших (потонувших) фракций рассчитывают как средневзвешенное значение:

Ad =

γф Aфd

=

γф Aфd .

(1.12)

i

γф

 

γ

 

Можно проводить фракционный анализ наоборот, начиная с минимальной плотности тяжёлой жидкости и переходя затем к жидкости большей плотности.

Фракционный анализ угля в гравитационном поле проводят вслучае,когдаегокрупностьпревышает1(0,5)мм(d>1(0,5)мм), а фракционный анализ тонкого угля и шламов (d ≤ 1(0,5) мм) проводят в центробежном поле.

Обогатимость угля по результатам фракционного анализа можно оценить, используя показатель обогатимости [11]:

T =

γпром

100 %,

(1.13)

 

 

100 −γп

 

гдеgпром и gп – выход фракций промпродукта и породы соответственно, %.

Уголь считают легкообогатимым, если T < 5 %, среднеобогатимым при T = 5…10 %, и труднообогатимым при T > 10 %. В случае когда T > 15 %, уголь относят к весьма труднообогатимым.

Для каменных углей к промпродуктовым относят фракции плотностью 1,5…1,8 г/см3, а для антрацитов – 1,8…2,0 г/см3. Фракции плотностью большей, чем промпродуктовые, относят к породе, а меньшей – к концентрату.

Например, выход промпродуктовых фракций, представлен-

ных в табл.  1.1, составит gпром = 2,0 %, а породных – gп = 5,8 %, поэтому T = 2,1 %. Поскольку T < 5 %, проба каменного угля

легкообогатима.

Результаты фракционного анализа можно представить в виде кривых обогатимости.

14

Контрольные вопросы

1.  Какие технологические показатели обогащения полезных ископаемых относят к качественным?

2.  Какие технологические показатели обогащения полезных ископаемых относят к количественным?

3.  Какие показатели обогащения руды относят к основным технологическим показателям?

4.  Что показывает извлечение ценного компонента в концентрат?

5.  Какой показатель используют для оценки качества обогащённого угля (рядового угля)?

6.  Что можно сказать об эффективности обогащения полезного ископаемого, если η = 65 %?

7.  В каких документах предъявляются требования к качеству концентратов обогащения полезных ископаемых?

8.  Какова крупность угля подвергаемого фракционному анализу в гравитационном поле?

9.  Что показывает степень сокращения при обогащении полезного ископаемого?

10.  Каково содержание меди в товарном медном концентрате?

11.  Какой формулой связаны основные технологические показатели обогащения полезных ископаемых?

12.  Какие показатели обогащения руды нужно знать, чтобы рассчитать эффективность обогащения по формуле Ханкока – Люйкена?

13.  Что называют обогатимостью полезного ископаемого? 14.  Что называют кривыми обогатимости, каково их назна-

чение?

15.  Каково назначение и в чём заключается фракционный анализ угля?

15

2.  РАСЧЁТ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО БАЛАНСА: МАТЕРИАЛЬНЫЙ БАЛАНС И БАЛАНС ПО ЦЕННОМУ КОМПОНЕНТУ

Обогащение полезных ископаемых проводят по технологическим схемам, которые состоят из операций обогащения. В операции обогащения поступает полезное ископаемое (руда или нерудное сырье), а выходят продукты обогащения, при этом соблюдается материальный баланс и баланс по компоненту.

Материальный баланс заключается в том, что количество руды Qр, поступающей в операцию или схему обогащения, равно количеству руды, выходящей из неё с продуктами обогащения:

Qр =qк +qхв;

(2.1)

γр = γк хв.

(2.2)

гдеqк и qхв – количество концентрата и хвостов соответственно; gр, gк и gхв – выход руды, концентрата и хвостов соответственно.

Баланс по компоненту означает, что количество компонента, поступившего в операцию обогащения, равно количеству компонента, вышедшего из неё с продуктами обогащения:

Qрα =qкβк +qхвβхв;

(2.3)

γрα = γкβк хвβхв,

(2.4)

гдеa, bк и bхв – массовая доля компонента в руде, концентрате и хвостах обогащения соответственно.

Разделив выражение (2.4) на a, получим уравнение баланса по извлечению:

εр к хв,

(2.5)

гдеeр, eк и eхв – извлечение компонента в руде, концентрате и хвостах обогащения соответственно.

Уравнения материального баланса и баланса по компоненту в операциях обогащения и технологической схеме должны

16

сходиться, что означает совместное их решение в виде системы простых линейных уравнений, составляющих технологический баланс:

γ

р

= γ

к

хв

;

 

 

 

 

 

 

 

 

α = γкβк хвβхв.

 

γр

(2.6)

 

 

 

 

 

 

 

 

Так как выход руды gр = 100 %, то из системы уравнений (2.6) получим выражения для расчёта выхода концентрата и хвостов:

γ

к

=

α−βхв

100 %;

(2.7)

β

к

−β

хв

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

β −α γхв = β к−β 100 %. (2.8)

к хв

Результаты расчёта технологического баланса представляют в табличной форме, пример которой для суточного технологического баланса свинца при обогащении свинцовой руды приведен в табл.  2.1.

 

 

 

 

Таблица  2.1

Суточный технологический баланс свинца

 

 

 

 

 

 

Продукт

Выход

Содержание

Извлечение

т/сут

%

свинца, %

свинца, %

 

 

 

 

 

 

Концентрат свинцовый

504

4,2

68,00

95,2

Хвосты отвальные

11 496

95,8

0,15

4,8

 

 

 

 

 

Свинцовая руда

12 000

100,0

3,00

100,0

 

 

 

 

 

Баланс металла (или баланс по компоненту для нерудного сырья) служит отчётным документом производственной деятельности обогатительной фабрики. Он может быть составлен за разные периоды времени работы: за смену – сменный баланс, за сутки – суточный баланс, за месяц – месячный баланс, за квартал – квартальный баланс, за год – годовой баланс. В каждый последующий баланс включаются результаты предыдущих, например суточный баланс составляется на основании сменных балансов и т.д.

17

Пример  2.1

Рассчитать содержание цинка в хвостах обогащения, если извлечение его в концентрат составляет 90 %, выход хвостов – 95 %, а содержание в исходной руде – 2 %.

Дано: a = 2 %; eк = 90 %; gхв = 95 %.

Определить: bхв. Решение

1.  Из уравнения материального баланса рассчитаем выход концентрата:

γк =100– γхв =100–95 =5,0 %.

2.  Зная, что извлечение цинка в руде равно 100 %, а в концентрате – 90 %, рассчитаем извлечение цинка в хвосты обогащения, используя уравнение (2.5):

εхв =100– εк =100–90 =10,0 %.

3.  Рассчитаем содержание цинка в хвостах обогащения, выразив его из формулы (1.7) связи между основными технологическими показателями обогащения:

βхв = εγхвα =10 2 =0,21 %.

хв 95

Ответ: bхв = 0,21 %.

Пример  2.2

Суточная производительность обогатительной фабрики составляет 20 000 т/сут. В результате обогащения руды на обогатительной фабрике произведён медный концентрат. По данным балансового опробования установлено, что массовая доля меди в концентрате, хвостах и руде составила 32,0; 0,05 и 1,2 % соответственно. Рассчитать основные технологические показатели обогащения руды. Проверить схождение материального баланса и баланса металла.

Дано: Q = 20 тыс. т/сут; a(Cu) = 1,2 %; b(Cu)к =32 %; b(Cu)хв = = 0,05 %.

Определить: gк, gхв, gр, qк, e(Cu)к, e(Cu)хв.

Решение

1.  Нарисуем схему обогащения медной руды (рис.  2.1).

18

Медная руда

Qр = 20 000 т/сут

γр = 100% α(Cu) =1,2% ε (Cu) р = 100%

Обогащение медной руды

qк = 720 т/сут

 

 

qхв = 19 280 т/сут

 

 

γк = 3,6%

 

 

γхв = 96,4%

β(Cu) к = 32%

 

 

β(Cu) хв = 0,05%

ε (Cu) к = 96,0%

 

 

ε (Cu) хв = 4,0%

Медный концентрат

Хвосты

Рис.  2.1. Схема обогащения медной руды (к расчёту технологического баланса)

2.  Запишем уравнения материального баланса и баланса металла в виде системы простых линейных уравнений:

γ

к

хв

= γ

р

;

 

 

 

 

 

кβ(Cu)к хвβ(Cu)хв = γрα(Cu).

γ

 

 

 

 

 

 

 

Зная, что gр = 100 %, выразим из первого уравнения выход хвостов:

γхв = γр – γк =100– γк,

иподставим в уравнение баланса по меди:

γкβ(Cu)к +(100– γк )β(Cu)хв =100α(Cu).

После преобразований получим выражение для расчёта выхода медного концентрата и рассчитаем его:

γ

 

=

α(Cu)

−β(Cu)хв

100 %=

1,2−0,05

100 %=3,6 %.

к

β

−β

32,0 −0,05

 

 

 

 

 

 

 

(Cu)к

(Cu)хв

 

 

 

Выход хвостов находим из уравнения материального баланса:

γхв =100– γк =100–3,6 =96,4 %.

3.  Количество производимого концентрата qк рассчитаем, выразив его формулы (1.5):

19

qк = γкQ = 3,6 20 000 =720 т/сут, 100 100

а количество хвостов найдём, используя формулу (2.1): qхв =Q qк =20 000–720 =19 280 т/сут.

4.  Рассчитаем извлечение меди в концентрат и хвосты по формуле (1.7):

ε(Cu)к = γкαβ(Cu)к = 3,6 32 =96,0 %.

(Cu) 1,2

5.  Извлечение меди в хвосты обогащения найдём, используя уравнение (2.5):

ε(Cu)хв (Cu)р – ε(Cu)к =100–96,0 =4,0 %.

6.  Так как правая и левая часть уравнений материального баланса и баланса металла равны друг другу, то технологический баланс сходится. Результаты расчёта представим в виде таблицы баланса металла (табл.  2.2).

 

 

 

 

Таблица  2.2

Суточный технологический баланс меди

 

 

 

 

 

 

Продукт

Выход

Содержание

Извлечение

т/сут

%

меди, %

меди, %

 

 

 

 

 

 

Концентрат медный

720

3,6

32,00

96,0

Отвальные хвосты

19 280

96,4

0,05

4,0

 

 

 

 

 

Медная руда

20 000

100,0

1,20

100,0

 

 

 

 

 

Нанесём на схему рассчитанные показатели обогащения медной руды (см. рис. 2.1).

Пример  2.3

На обогатительную фабрику поступает рядовой уголь из трёх

лав: 1-я – Q1 = 200 т/ч, A1d = 17 %; 2-я – Q2 = 500 т/ч, A2d = 24 %; 3-я – Q3 = 300 т/ч, A3d = 22 %. В результате обогащения произ-

водят концентрат с зольностью 10 %. Рассчитать выход концентрата и зольность хвостов обогащения, если количество хвостов обогащения составляет 200 т/ч.

Дано: A1d = 17 %; A2d = 24 %; A3d = 22 %; Aкd = 10 %;

Q1 = 200 т/ч; Q2 = 500 т/ч; Q3 = 300 т/ч; Qхв = 200 т/ч.

20

Соседние файлы в предмете [НЕСОРТИРОВАННОЕ]