12.5. Расчет выходов породы и концентратов
Если известны
иri,
то выход фракцииjв
крупностиi
.
После удаления из крупного класса породы П1 оставшийся продукт додрабливают до dn и находят раскрытие класса –dn +dз max. После удаления из этого класса породы П2 оставшийся продукт додрабливают доdзmax и находят раскрытие класса +dзmax –d1ср, удаляют из него породу П3 и концентрат К1 и т.д.
После дробления jфракции в крупном классеr1величина доли других классов изменяется
после дробления
класса
;
после дробления
класса
и т.д.
12.6. Современные разработки схем по принципу «не обогащать ничего лишнего»
В современных условиях, когда имеется технологическое оборудование для обогащения руд любой крупности, разрабатываются схемы, частично реализующие рекомендуемую общую схему обогащения.
Схема обогащения сурьмяной руды с получением двух концентратов [60] представлена на рис. 12.9. После первой стадии обогащения используются гравитационные аппараты для извлечения грубозернистого концентрата антимонита (Sb2S3) плотностью 4500-4600 кг/м3. После второй стадии измельчения использована флотация по схеме: основная флотация, две контрольные и три перечистки.
Рис. 12.9. Схема стадиального обогащения сурьмяной руды
К1,2 – крупнозернистый и среднезернистый концентрат; К3 – мелкозернистый концентрат; П5 – порода, выделяемая в последнем (пятом) технологическом классе.
Схема обогащения медноколчеданной руды с выводом трех концентратов и двух хвостов разработана для Гайской обогатительной фабрики.
Сульфиды обычно обогащаются флотацией. Однако, необходимость доведения крупности руды до флотационной приводит к переизмельчению сульфидов.
Авторы [61] предлагают фракционное (стадиальное) обогащение сульфидных руд, применяя гравитационные методы обогащения сульфидов в дофлотационной крупности.
Гравитационным обогащением из материала крупностью + 0,10 мм из руды Гайского месторождения можно выделить свободное золото и коллективный сульфидный концентрат (50 % пирита, 22 % халькопирита и 6,5 % сфалерита) и отвальные хвосты с выходом 50 %.
Материал крупностью -0,10+0,044 мм успешно обогащается флотацией.
Для Гайской обогатительной фабрики создана такая схема, рис. 12.12, в которой слив второй и третьей стадий измельчения флотируются с выводом медного концентрата при «голодном» режиме по расходу собирателя, рис.12.12 с использованием аэрофлота вместо бутилового ксантогената. Высказанное нами в [62] 2001 году положение о необходимости такого режима нашло практическое подтверждение.
Извлечение меди в концентраты К1 и К2 составляет 30-40 %.
Рис. 12.12. Стадиальная схема обогащения руды на Гайской обогатительной фабрике
Специфические схемы для выделения концентратов разработаны для Николаевского и Орловского месторождений [69,64]. «Стадиальность» в этих случаях, рис. 12.13 достигается различными режимами проведения флотации. При этом концентраты называют по-разному: «медный концентрат головки», «медный концентрат» и «медный продукт». Получаемые показатели для отдельных продуктов приведены в табл. 12.1.
При таком решении в концентрат К1 выводятся легкофлотируемые минералы, как правило в «голодном» режиме по подаче собирателя. Затем обеспечивается вывод породы П3 (в данном случае - пирита), после чего выводится концентрат К2, и наконец К3. В связи с наличием второго флотируемого минерала – цинка реализуется его извлечение и вывод хвостов П4 – П5.
Рис. 12.13. Схема обогащения с выделением трех концентратов и двух хвостов
Таблица 12.1