Обогащение полезных ископаемых решение практических задач. Учебное пособие
.pdf
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 +γхв. |
(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 +γхвβхв, |
(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 =εк +εхв, |
(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 |
+γ |
хв |
; |
|
|
|
|
|
|
|||
|
|
α = γкβк +γхвβхв. |
|
||||
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 |
+γ |
хв |
= γ |
р |
; |
|
|
|
|
|||
|
кβ(Cu)к +γхвβ(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 =ε(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
