Обоснование принятых технологических показателей обогащения

Обобщение многолетнего опыта лабораторных, полупромышленных исследований комплексной обогатимости апатито-нефелиновых руд, а также производства апатитового и нефелинового концентрата на АНОФ объединения «Апатит» приводит к следующим выводам.
Апатито-нефелиновые руды хибинских месторождений характеризуются широкими вариациями минерального и химического состава с устойчивыми внутренними связями, что предопределяет возможность их усреднения и переработки по общей технологической схеме и реагентному режиму на действующих фабриках.
Апатито-нефелиновые руды являются легкообогатимыми, в связи, с чем снижение содержания в них апатита в связи с пересмотром кондиций и вовлечением в переработку руд новых месторождений не отразилось заметным образом на технологических показателях. Этому способствовало постоянное совершенствование технологического процесса, предпосылки к чему далеко не исчерпаны.
В лабораторных условиях разработаны и в опытно-промышленном масштабе проверены различные варианты комбинированных магнитно-флотационных схем, основанные на высокой активности главных рудообразующих минералов к разделению этими методами.
Высокая степень технологической изученности апатито-нефелиновых руд смешанного состава обеспечивает возможность выбора оптимального варианта схемы обогащения и реагентной рецептуры применительно к рудам заданного состава, что позволяет на стадии поисковой оценки ограничиваться малообъемным технологическим картированием, а при предварительной и детальной разведке - лабораторными или укрупненными лабораторными испытаниями.
Дальнейшие исследования должны быть направлены на поиски принципиально новой эффективной технологии для наиболее полного извлечения всех минералов по схеме безотходной переработки.
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 P2O5 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 слив и 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. Проектируемая схема флотации изображена на рисунках 3.1 3.2.
Рисунок 3.1 - Технологическая схема
Рисунок 3.2 - Водно-шламовая схема мельнично-флотационного цеха для получения концентратов
4 РАСЧЁТ КАЧЕСТВЕННО-КОЛИЧЕСТВЕННОЙ И ВОДНО-ШЛАМОВОЙ СХЕМ (СВЯЗЬ С ОДНИМ ИЗ ЧЕРТЕЖЕЙ)
Имея качественную характеристику сырья и используя, задаемся следующими показателями и начинаем расчет качественно-количественной схемы:
по извлечению: 11  22,00%, 12 = 14,00%,17  18,00%, 19  11,00%, 20  34,00%, 21  60,00%
по содержанию11 = 11,40%, 12 = 13, 20%,17 = 26,00%,19 = 36,00%,20 = 40,00%,21 = 39,00%
Определяем число исходных показателей:
N = C*(np - ap + 1) - 1 = 2*(12 - 6 + 1) - 1 =13 (4.1) [6]
p = 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 р?асчётных по?казателей
е - число мет?аллов, на котор?ые рассчит?ывается схе?ма
np - число проду?ктов разде?ления
ap - число о?пераций раз?деления
Определяем ч?исло исход?ных показате?лей, относ?ящихся к про?дуктам раз?деления:
Np = C*(np - ap) = 2*(12 - 6) = 1?2 (4.2) [6]
Определяем м?аксимально воз?можное чис?ло показате?лей извлече?ния:
N = np - ap =12 - 6 = 6 (4.?3) [6]
Задаемся по?казателями по из?влечению и по со?держанию:
по извлече?нию: 11  22,00%, 12 = 14,00%,17  18,00%, 19  11,00%, 20  34,00%, 21 60,00%
по содержа?нию11 = 11,40%, 12 = 13, 20%,17 = 26,00%,19 = 36,00% 20 = 40,00%,21 = 39,00%
Рассчитываем по ур?авнениям б?аланса недост?ающие расчет?ы по извлечению:
Принимаем ц?иркулирующу?ю нагрузку:
ε2 = ε5 + ε1 = 300 + 100 = 400%, ε1 =ε2 = 100%
ε18 = ε20 + ε21 = 34 + 60 = 94%
ε6 = ε14 - ε4 = 36 + 100 = 1?36%
ε14 = ε11 + ε12 = 22 + 14 = 36%
ε15 = ε16 + ε17 = 105 + 18 = 1?23%
ε16 = ε18 + ε19 = 94 + 11 = 105%
ε10 = ε15 - ε19 = 123 - 11 = 11?2%
ε8 = ε10 + ε11 = 112 + 22 = 1?34%
ε7 = ε8 - ε17 = 134 - 18 = 116%
ε9 = ε6 - ε7 = 136 - 116 = 20%
ε13 = 100% - (ε21+ε20) = 100- (60+?34) = 6%
Проверка:
Рассчитываем в?ыхода проду?ктов, для котор?ых имеются со?держание по фор?муле
, (4.4) [6]
Принимаем ц?иркулирующу?ю нагрузку:
Остальные в?ыхода рассч?итываем по ур?авнениям б?аланса:
Проверка: , 100,00%=100,00%
Рассчитываем не?достающие по?казатели со?держания:
(4.5) [6]
Рассчитываем абсо?лютные масс?ы производст?в по форму?ле:
(4.6) [6]
ч = Qг/n * Н * τ,
где n - за?планирован?ное календ?арное число д?ней работы обо?гатительно?й фабрики в го?д;
Н - коэффиц?иент испол?ьзования обору?дования фабр?ики по вре?мени - отно?шение чисто?го
времени работ?ы фабрики к з?апланирова?нному кале?ндарному вре?мени;
τ - количест?во рабочих ч?асов в сут?ки.
n = 358
Н = 0,92 - 0,?95
n * Н = 330 - 340
τ = 24 часа
ч = 10000000/?340*24 = 1?225,00 т/ч?ас
Q10 = 1225,00 * 3?9,58/100 = 484,85 т/ч?ас
Q11 = 1225,00 * 2?3,86/100 = 2?92,28 т/час
Q12 = Q14 - Q11 = 458,51 - 2?92,28 = 166,?23 т/час
Q13 = 1225,00 * 6?9,42/100 = 850,40 т/ч?ас
Q14 = 1225,00 * 37,4?3/100 = 458,51 т/ч?ас
Q15 = 1225,00 * 44,58/100 = 546,10 т/ч?ас
Q16 = 1225,00 * 35,58/100 = 4?35,85 т/час
Q17 = 1225,00 * 9,00/100 = 110,?25 т/час
Q18 = 1225,00 * 30,58/100 = 374,60 т/ч?ас
Q19 = 1225,00 * 5,00/100 = 61,?25 т/час
Q20 = 1225,00 * 10,88/100 = 1?33,28 т/час
Q21 = 1225,00 * 1?9,70/100 = 241,?32 т/час
Q9 = Q12 + Q13 = 166,23 + 850,40 = 1016,6?3 т/час
Q8 = Q10 + Q11 = 484,85 + 2?92,28 = 777,1?3 т/час
Q7 = Q8 - Q17 = 777,13 - 110,?25 = 666,88 т/ч?ас
Q6 = Q7 + Q9 = 666,88 + 1016,6?3 = 1683,51 т/ч?ас
Проверка: Q21 + Q20 + Q13 = Q1
,32 + 133,?28 + 850,40 = 1?225,50 т/ч?ас
,00 = 1225,00
Находим Q2, Q3, Q5 для этого з?адаёмся цир?кулирующей н?агрузкой С = 300%
Q2 = Q3 = Q1 * C = 1225,00*?3 = 3675,00 т/ч?ас, Q4 = Q1
Q5 = Q3 - Q4 = 3675,00 - 1?225,00 = 2450,00 т/ч?ас
Результаты р?асчетов за?писываем в т?аблицу 4.1.
Таблица 4.1 - Резу?льтаты расчет?а качестве?нно-количест?венной схе?мы
№ п/п Наименование о?пераций и про?дуктов Q, т/ч ,%,%,%
I Измельчение
Поступает:
1 исх. руда 1225,00 100,00 12,80 1280,00 100
5 пески класс?ификации 2450,00 300,00 12,80 3840,00 300
2 Итого 3675,00 400,00 12,80 5120,00 400
Выходит:
2 питание из?мельчения 3675,00 400,00 12,80 5120,00 400
3 Итого 3675,00 400,00 12,80 5120,00 400
II Классификация
Поступает:
3 питание из?мельчения 3675,00 400,00 12,80 5120,00 400
2 Итого 3675,00 400,00 12,80 5120,00 400
Выходит:
4 слив класс?ификации 1225,00 100,00 12,80 1280,00 100
5 пески класс?ификации 2450,00 300,00 12,80 3840,00 300
3 Итого 3675,00 400,00 12,80 5120,00 400
III Осн