Выбор и обоснование схемы, принятой к проектированиюСвоеобразие технологических схем обогащения апатит-нефелиновых руд обусловлено особенностями их вещественного состава, необходимостью комплексного использования сырья и извлечения в соответствующие продукты обогащения, кроме апатита и нефелина, других данных компонентов (титаномагнетита, сфена, эгирина, и др.), возможностями последующей переработки получаемых концентратов. По технологической схеме флотации на бывшей действующей обогатительной фабрике АНОФ-1 видно, что флотацию руды на двух потоках проводили при содержании 52-55% класса крупности -0,074 мм без последующего доизмельчения концентрата. На третьем потоке (35% общего объема) при более грубом помоле – 43-46% класса -0,074 мм, но с доизмельчением концентрата в соответствии с требованиями ГОСТ 5.1188-72, когда добываемые руды характеризовались высокой вкрапленностью апатита – это позволило увеличить объемы производства на существующих площадях без ухудшения технологических показателей. Но в дальнейшем практика работы показала, что при флотации грубоизмельченных руд имеет место снижение извлечения P2 O5 за счет повышенных потерь апатита с крупными фракциями хвостов, преимущественно в виде сростков с другими минералами. Это вызвано уменьшением размера вкрапленности полезного минерала – апатита в бедных апатито-нефелиновых рудах вовлекаемых в переработку с новых участков и месторождений. В результате снижения вкрапленности требуется тонкое измельчение руды для полного раскрытия зерен. При дальнейшем понижении качества руды и особенно ухудшении ее технологических свойств участился выпуск некондиционного по качеству концентрата и снизилось технологическое извлечение. Вследствие этого была скомпонована технологическая схема, включающая три перечистки чернового концентрата, основную, контрольную флотации. В виду низкого содержания полезного компонента в руде, высокой кондиции на концентрат, хорошей флотируемости полезного минерала, в частности апатита, к проектированию принимаем схему флотации с тремя перечистками чернового концентрата и контрольной флотацией хвостов. Концентрат контрольной флотации можно возвратить только в основную флотацию. Если концентрат контрольной и основной флотаций объединить и направить в первую перечистку, то вместо двух перечиток получится одна – со временем флотации, равным суммарному времени для основной и контрольной флотаций. Таким образом, мы потеряем контрольную флотацию, а время основной флотации увеличится, что плохо скажется на флотационном процессе. Так же для получения апатитового концентрата двух видов “Стандарт” (слив) и “Супер” (пески) концентрат третьей перечистки подвергаем классификации в гидроциклонах. Принимаем к проектированию шаровые мельницы с центральной разгрузкой-МШЦ. По сравнению с мельницами с разгрузкой через решетку, меньшая сложность в конструкции и, поэтому, более низкая стоимость на единицу массы и полезного объема. Эксплуатация данного типа мельниц более проста и дешевле, так как в разгрузке мельниц МШЦ меньше самых крупных классов по сравнению с мельницами МШР. Поэтому износ насосов и гидроциклонов, работающих в замкнутом цикле с мельницами, уменьшается. Ввиду того, что концентрат третьей перечистки будет подвергаться дальнейшей обработки, для получения более качественных продуктов передела классификации, его качество должно быть не менее 39,3% по Р2О5. Данная схема хорошо зарекомендовала себя на действующих фабриках ОАО“Апатит”и позволит получить необходимое содержание фосфорного ангидрида и его извлечение. Проектируемая схема флотации изображена на рисунке 1.
I--------------------------------- Измельчение
II--------------------------------- Классификация
4 5
III-------------------------------Основная флотация
7 п.п. 9 к.п.
IV--------------------------- I перечистка Контр. флотация-------V
10 п.п. 11 к.п. 12 п.п. 13
15 17 14 хвосты
II перечистка--------------------VI
п.п. к.п.
III перечистка ---------------------------------------------------VII п.пр. к.пр.
классификация-----------------VIII
20 пески слив 21
«Супер» «Стандарт»
Рисунок 1. Технологическая схема, принятая к проектированию 2.2. Расчет качественно-количественной схемы для получения концентратов «Супер» и «Стандарт» Имея качественную характеристику сырья и используя рисунок 1, задаемся следующими показателями и начинаем расчет качественно-количественной схемы: по извлечению: e11 = 22,00%, e12 = 14,00%, e17 = 18,00%, e19 = 11,00%, e20 = 34,00%, e21 = 60,00% по содержанию: b11 = 11,40%, b12 = 13,20%, b17 = 26,00%, b19 = 36,00%, b20 = 40,00%, b21 = 39,00%
1. Определяем число исходных показателей: N = C * (np - ap + 1) - 1 = 2 * (12 – 6 + 1) – 1 =13 (1.1) [1] np = 7,9,10,11,12,13,16,17,18,19,20,21 = 12 шт. ap = 6 операций N - число исходных показателей С = 1 + e = 2, e = 1 С - число расчётных показателей е - число металлов,на которые рассчитывается схема np - число продуктов разделения ap – число операций разделения
2. Определяем число исходных показателей, относящихся к продуктам разделения:
Np = C * (np - ap) = 2 * (12 - 6) = 12 (1.2) [1]
3. Определяем максимально возможное число показателей извлечения:
N
4. Задаемся показателями по извлечению и по содержанию:
по извлечению: e11 = 22,00%, e12 = 14,00%, e17 = 18,00%, e19 = 11,00%, e20 = 34,00%, e21= 60,00%
по содержанию: b11 = 11,40%, b12 = 13,20%, b17 = 26,00%, b19 = 36,00%, b20 = 40,00%,
b21 = 39,00%
5. Рассчитываем по уравнениям баланса недостающие расчеты по извлечению:
Принимаем циркулирующую нагрузку:
ε2 = ε5 + ε1 = 300 + 100 = 400%, ε1 = ε2 = 100% ε18 = ε20 + ε21 = 34 + 60 = 94% ε6 = ε14 - ε4 = 36 + 100 = 136% ε14 = ε11 + ε12 = 22 + 14 = 36% ε15 = ε16 + ε17 = 105 + 18 = 123% ε16 = ε18 + ε19 = 94 + 11 = 105% ε10 = ε15 - ε19 = 123 - 11 = 112% ε8 = ε10 + ε11 = 112 + 22 = 134% ε7 = ε8 – ε17 = 134 – 18 = 116% ε9 = ε6 – ε7 = 136 – 116 = 20% ε13 = 100% -(ε21+ ε20) = 100-(60+34) = 6%
Проверка:
6. Рассчитываем выхода продуктов, для которых имеются содержание по формуле
Принимаем циркулирующую нагрузку:
Остальные выхода рассчитываем по уравнениям баланса:
Проверка:
100,00%=100,00%
7. Рассчитываем недостающие показатели содержания:
8. Рассчитываем абсолютные массы производств по формуле
Qч = Qг/n * η * τ, где
n – запланированное календарное число дней работы обогатительной фабрики в год; η – коэффициент использования оборудования фабрики по времени – отношение чистого времени работы фабрики к запланированному календарному времени; τ – количество рабочих часов в сутки. n = 358 η = 0,92 – 0,95 n * η = 330 – 340 τ = 24 часа Qч = 10000000/340*24 = 1225,00 т/час
Q10 = 1225,00 * 39,58/100 = 484,85 т/час Q11 = 1225,00 * 23,86/100 = 292,28 т/час Q12 = Q14 – Q11 = 458,51 – 292,28 = 166,23 т/час Q13 = 1225,00 * 69,42/100 = 850,40 т/час Q14 = 1225,00 * 37,43/100 = 458,51 т/час Q15 = 1225,00 * 44,58/100 = 546,10 т/час Q16 = 1225,00 * 35,58/100 = 435,85 т/час Q17 = 1225,00 * 9,00/100 = 110,25 т/час Q18 = 1225,00 * 30,58/100 = 374,60 т/час Q19 = 1225,00 * 5,00/100 = 61,25 т/час Q20 = 1225,00 * 10,88/100 = 133,28 т/час Q21 = 1225,00 * 19,70/100 = 241,32 т/час Q9 = Q12 + Q13 = 166,23 + 850,40 = 1016,63 т/час Q8 = Q10 + Q11 = 484,85 + 292,28 = 777,13 т/час Q7 = Q8 - Q17 = 777,13 – 110,25 = 666,88 т/час Q6 = Q7 + Q9 = 666,88 + 1016,63 = 1683,51 т/час
Проверка: Q21 + Q20 + Q13 = Q1
241,32 + 133,28 + 850,40 = 1225,50 т/час
1225,00 = 1225,00
Находим Q2, Q3, Q5 для этого задаёмся циркулирующей нагрузкой С = 300%
Q2 = Q3 = Q1 * C = 1225,00*3 = 3675,00 т/час, Q4 = Q1 Q5 = Q3 – Q4 = 3675,00 – 1225,00 = 2450,00 т/час
9. Результаты расчетов записываем в таблицу 5.
Таблица 5. - Результаты расчета качественно-количественной схемы
Классификация----------II
4 5
7 9
11 12
III перечистка ------------------------------------------------------VII
Классификация--------------------------VIII
20 21
«Стандарт» «Супер» Рисунок 2. Водно-шламовая схема мельнично-флотационного цеха для получения концентратов «Супер» и «Стандарт» 2.3. Расчет водно-шламовой схемы для получения концентратов «Супер» и «Стандарт» Используя рис.2:
1. Зададимся разжижениями продуктов для расчета водно-шламовой схемы процесса измельчения по таблице ориентировочного содержания твердого в некоторых операциях и продуктах: R1 = 0,03 (1.7) [1] R4 = 1,50 R5 = 0,25 R3(I) = 0,54
2. Исходные показатели для процесса флотации:
3. Рассчитываем количества воды, добавляемые в отдельные операции: — для операции измельчения: WI = LI + W1 +W5 W1 = R1 * Q1 = 0,03 * 1225,00 = 36,75 м3/ч W5 = R5 * Q5= 0,25 * 2450,00 = 612,50 м3/ч WI = RI * (Q1 + Q5) = 0,54 * (1225,00 + 2450,00) = 1984,50 м3/ч LI = WI – W1 - W5 = 1984,50 – 36,75 – 612,50 = 1335,25 м3/ч
— для операции классификации: LII=W4 +W5-W3 W3=WI W4 = R4 * Q4 = 1,50 * 1225,00 = 1837,50 м3/ч LII = 1837,50 + 612,25 – 1984,50 = 465,25 м3/ч WII = W4 +W5 = 1837,50 + 612,50 = 2450,00 м3/ч
— для операции I перечистки: WIV = RIV * (Q10 + Q11) = 1,80 * (484,85 + 292,28) = 1398,83 м3/ч W10 = R10 * Q10 = 1,38 * 484,85 = 669,33 м3/ч W11 = WIV - W10 = 1398,83 – 669,33 = 729,50 м3/ч LIV = WIV – W7 - W17 = 1398,83 – 933,63 – 340,75 = 124,45 м3/ч
— для операции основной флотации: WIII= W4+ W12 +W11 +L12 W7 = R7 * Q7 = 1,40 * 666,88 = 933,63 м3/ч L12 = l12 * Q12 = 249,34 м3/ч W12 = WIII – W4 - W11 - L12 WIII = RIII * (Q4 + Q11 + Q12) = 1,90 * (1225,00 + 292,28 + 166,23) = 3198,67 м3/ч W12 = 3198,67 – 1837,50 – 729,50 – 249,34 = 382,33 м3/ч W9 = WIII - W7 = 3198,67 – 933,63 = 2265,04 м3/ч
— для операции классификации: W20 = R20 * Q20 = 2,50 * 133,28 = 333,20 м3/ч W21= W18 - W20 = 486,98 – 333,20 = 153,78 м3/ч W18 = R18 * Q18 = 1,40 * 374,60 = 486,98 м3/ч R21 = W21 / Q21 = 153,78 / 241,32 = 0,63 — для операции контрольной флотации: W13= W9 – W12 = 2265,04 – 382,33 = 1882,71 м3/ч
— для операции III перечистки: W16 = R16 * Q16= 2,10 * 435,85 = 915,28 м3/ч WVII= RVII*(Q18+ Q19) = 2,30*(374,60 + 61,25) = 1002,45 м3/ч W19 = WVII - W18 = 1002,45 – 486,98 = 515,47 м3/ч LVII = WVII - W16 LVII = 1002,45 – 915,28 = 87,17 м3/ч
— для операции II перечистки: WVI = W16 + W17 WVI = RVI * (Q16 + Q17) = 2,30 * (435,85 + 110,25) = 1256,03 м3/ч W17 = WVI - W16 =1256,03 – 915,28 = 340,75 м3/ч LVI = WVI - W10 - W19 = 1256,03 – 669,33 – 515,47 = 71,23 м3/ч 4. Рассчитываем значения Rn: Rn = Wn / Qn (1.8) [1]
RII = WII / Q3 = 2450,00 / 3675,00 = 0,66 R11 = W11 / Q11 = 729,50 / 292,28 = 2,50 R9 = (WIII – W7) / Q9 = (3198,67 – 933,63) / 1016,63 = 2,22 R17 = (WIV – W7 - LIV) / Q17 = (1398,83 – 933,63 – 124,45) / 110,25 = 3,09 R19 = (WVI – W10 - LVI) / Q19 = (1256,03 – 669,33 – 71,23) / 61,25 = 4,00 RVII = (W18 + W19) / Q16 = (486,98 + 515,47) / 435,85 = 2,30 R13 = W13 / Q13 = 1882,71 / 850,40 = 2,21 5. Результаты расчетов записываем в таблицу 6. Таблица 6. - Результаты расчета водно-шламовой схемы
6. Для рассчитанной водно-шламовой схемы баланс воды приведен в таблице 7. Таблица 7.-Результаты расчета баланса воды водно-шламовой схемы
Баланс общей воды выражается равенством:
где
7. Из уравнения (1.9) следует, что расход общей воды будет:
8. Объем пульпы в продукте определяем по формуле и результат записываем в таблицу 6
(2.2) [1]
|
1
= np - ap =12 – 6 = 6 (1.3) [1]
: (1.4) [1]
(1.5) [1]
(1.6) [1]
,%
,%
,%
1
2 Измельчение-----I
IV ----------------------------- I перечистка Контр. флотация -----V
13
15 14 хвосты II перечистка-------------------------------------------------------VI
16
, (1.9) [1]
- количество воды, поступающее с исходным сырьем;
(2.1) [1]
, где 
- плотность твердого в продукте; 
