Изобретение относитс к обогащени полезных ископаемых и предназначено дл управлени измельчительно-флотационным циклом. Известен способ управлени флотационно-измельчительныЫ циклом, который предусматривает при переработке руды с переменной крупностью-вкрапленности полезных минералов классификацию пробы пенного продз та начальных камер.флотации по заданному размеру частиц, определение отношени количества крупного класса к количес тву мелкого и в зависимости от величины найденного отношени пропорциональное изменение крупности измельчени руды ij . Недостатками этого способа вл ют с отсутствие возможности оперативно го контрол количества определенного класса крупности в пенном продукте и неточное определение степени раскрыти минералов, извлекаемых в пенный, продукт. Наиболее близки по технической сзпдности к изобретению вл етс способ автоматического управлени измельчительно-флотационным циклом, включающий изменение подачи воды в классификатор в зависимости от величины отклонени крупности минеральных частиц в сливе классификатора от заданного значени . В этом способе корректируют заданное значение круп-; кости слива классификатора, причем корректировку заданного значени крупности слива классификатора осуществл ют обратно пропорционально отношению содержани извлекаемого металла в продукте флотации к его содержанию в руде 2 . Однако известньш способ не может быть использован в случае переизмельчени полезных минералов. При этом в камерном продукте накапливаютс , тонкоизмельчительные плохофлотируемые полезные минералы. Кроме того, в случае обогацени руды с высоким содержанием металла в камерный продукт начальных камер ф отомашины перейдут полезные минералы , которые подготовлены к флотации но не извлекаютс в концентрат вследствие наличи в начальных камерах большого количества полезных минералов , дл флотации которых в начальных камерах недостаточно воздушных пузырь ков. Эти минералы будут успепшо сфлотированы в следующих за начальными камерах флотомашины. Поэтому отношение содержани извлекаемого металла в камерном продукте начальных камер флотомашины к его содержанию в руде не будет характеризовать степень ракрыти полезных минералов при переработке богатых руд. Таким образом, этот способ недостаточно определ ет и учитывает переизмельчение и недоизмельченйе полезных минералов, т.е. наиболее существенные составл ющие потерь полезных минералов в отвальных хвостах. Целью изобретени вл етс повышение качества управлени измельчительно-флотационным циклом при переработке руды с переменной крупностью вкрапленности полезных минералов. Цель достигаетс тем, что согласно способу автоматического управлени измельчительно-флотационным циклом, включающему изменение подачи воды в классификатор в зависимости от величины отклонени крупности минераль- ных частиц в сливе классификатора от заданного значени , определ ют содержание извлекаемого металла в песковом и шламовом потоках пульпы, разгружаемой из флотомашины, и измен ют заданное значение крупности минеральн )1х частиц в сливе классификатора обратно пропорционально отношению содержани извлекаемого металла в песковом потоке пульпы к его содержанию в шламовом потоке. Способ осуществл етс следующим образом. Одной из причин потерь полезных минералов в процессах стадиальной флотации вл етс переизмельчение и недоизмельченйе полезных минералов. При переменной крупности вкрапленности полезных минералов переизмельчение и недоизмельченйе может быть при поддержании стабильной крупности минералов и сливе классификатора. Анализ результатов глубинного опробовани пульпы в камерах флотома шины в первой стадии коллективной свинцово-цинковой флотации показал, что на глубине 15 см от поверхности пульпы количество свинцовых минералов составл ет от всего количества этих минералов: в классе 0,074 мм 37,5% а в классе 0,30 мм 13,9%. На глубине 90 см от поверхности пульпы ко:и1чество свинцоввлх минералов в классе 0,074 мм составл ет 27,4%, а в классе 0,30 мм - 20,1%. Это свидетельствует о TOI«I, что основна часть тонкоизмельченных полезных минералов находитс в верхних сло х пульпы во флотомашине и переходит в хвосты со шламовым потоком, а больша часть крупных полезных минералов сосредотачиваетс в нижней зоне флотомашины и переходит в песковый поток. При увеличении степени переизмель чени полезных минералов возрастает количество полезных минералов в шламовом потоке и уменьшаетс отношение содержани свинца в песковом потоке к содержанию свинца в шламовом поток В случае увеличени степени недоизмельчени полезных минералов, растет количество полезных минералов в песковом потоке, и увеличиваетс отноше ние содержани свинца в песковом потоке к содержанию свинца в шламовом потоке. На чертеже представлена схема системы, иллюстрирунндей способ управ лени измельчительно-флотационным циклом. Система включает датчик 1 крупнос ти, датчик 2 содержани извлекаемого металла в шламовом потоке и в песковом потоке 3, вычислительное устройство 4, регул тор 5, исполнительный механизм 6. Управление способа осуществл етс следзтощим образом. Расход уеагентов в процессе флотации поддерживаетс -на оптимальном уровне с помощью систем автоматического регулировани . В случае изменени крупности вкрапленности полезных минералов, изменитс количество свободных полезных минералов в питании флотации, а также степень измель чени полезных минералов, так при увеличении степени измельчени полезных минералов увеличиваетс количество полезных минералов в шламовом потоке пульпы и возрастет величина отношени содержани металла в шламовом потоке к содержанию металла в песковом потоке. Следовательно, увеличитс сигнал, поступающий с выхода датчика 2 на первьтй вход вычислительного устройства 4. С выхода вычислительного устройства сигнал, пропорциональный величине отношени содержани металла в песковом потоке к содержанию металла в ыламовом потоке, поступает на вход регул тора 5, который воздействует на исполнительный механизм 6, уменьшающий подачу воды в классификатор . В случае увеличени степени недоизмельчени полезных минералов, увеличиваетс количество полезных минералов в песковом потоке флотомашины в виде .сростков с минералами пустой породы и возрастает отношение содержани металла в песковом потоке к содержанию металла в шламовом потоке . При этом увеличитс величина сигнала , поступанщего с выхода датчика 3 на второй вход вычислительного устройства 4. Выходной сигнал вычислительного устройства, пропорциональный величине отношени металла в песковом потоке, к содержанию металла в шламовом потоке поступает на вход регул тора 5, которьш воздействует на исполнительный механизм 6, увеличивающий подачу воды в классификатор. Преимуществом технического решени вл етс возможность регулировани крупности измельчени в зависимости от содержани металлов в шламовом и песковом потоках пульпы, выход щей из флотомашины.The invention relates to mineral processing and is intended to control the milling and flotation cycle. There is a known method for controlling the flotation-grinding cycle, which, when processing ores with variable size-impregnation of useful minerals, classifies a sample of foam production of initial flotation cells according to a given particle size, determining the ratio of the number of large class to small quantity and proportional change in the size of grinding ore ij. The disadvantages of this method are the inability to promptly control the amount of a certain size class in a froth product and an inaccurate determination of the degree of opening of the minerals extracted into the frothy product. The closest in technical terms to the invention is a method of automatic control of a grinding-flotation cycle, which includes changing the water supply to the classifier depending on the magnitude of the deviation of mineral particles in the discharge of the classifier from the specified value. In this method, the set value of the croup is corrected; classifier drainage bones, and the adjustment of the classifier’s drainage target value is inversely proportional to the ratio of the content of recoverable metal in the flotation product to its content in ore 2. However, the limestone method cannot be used in case of overgrinding of useful minerals. At the same time, fine-grinding, poorly isolated, useful minerals accumulate in the chamber product. In addition, if ores with a high metal content are enriched, the chamber product of the initial chambers of the pump will transfer useful minerals that are prepared for flotation but are not extracted into concentrate due to the presence in the initial chambers of a large amount of useful minerals for which the air chambers do not have enough air to float. cove These minerals will be successfully floated in the flotation machines following the initial chambers. Therefore, the ratio of the content of recoverable metal in the chamber product of the initial chambers of the flotation machine to its content in the ore will not characterize the degree of coverage of useful minerals in the processing of rich ores. Thus, this method does not sufficiently determine and takes into account overgrinding and undermining of useful minerals, i.e. the most significant components of the loss of useful minerals in tailings. The aim of the invention is to improve the quality of control of the grinding-flotation cycle during the processing of ore with variable size of impregnation of useful minerals. The goal is achieved by the fact that according to the method of automatic control of the grinding-flotation cycle, which includes changing the water supply to the classifier depending on the size deviation of mineral particles in the discharge of the classifier from a given value, the content of the recoverable metal in the sand and slurry pulp flows unloaded is determined from the flotation machine, and change the specified value of the mineral particle size to 1x particles in the discharge of the classifier is inversely proportional to the ratio of the content of the recoverable metal in ne kovom pulp stream to its content in the slurry stream. The method is carried out as follows. One of the reasons for the loss of useful minerals in the process of stadial flotation is over-grinding and under-grinding of useful minerals. With variable size of impregnation of useful minerals, over-grinding and under-grinding can be while maintaining a stable mineral size and discharge of the classifier. Analysis of the results of the deep testing of pulp in the tire flotation chambers in the first stage of collective lead-zinc flotation showed that at a depth of 15 cm from the pulp surface the amount of lead minerals is from the total amount of these minerals: in class 0.074 mm 37.5% , 30 mm 13.9%. At a depth of 90 cm from the surface of the pulp, the quality of lead minerals in the class of 0.074 mm is 27.4%, and in the class of 0.30 mm - 20.1%. This indicates the TOI ' I, that the main part of finely divided useful minerals is in the upper layers of the pulp in the flotation machine and passes into the tailings with the slurry stream, and most of the large useful minerals are concentrated in the lower zone of the photomachine and pass into the sandy flow. As the degree of remelting of useful minerals increases, the amount of useful minerals in the sludge flow increases and the ratio of lead content in the sand flow to lead content in the sludge flow decreases. in the sand flow to lead content in the sludge flow. The drawing shows a system diagram, an illustrative method for controlling the grinding and flotation cycle. The system includes a size sensor 1, a sensor 2 of the content of recoverable metal in the sludge stream and sand flow 3, a computing device 4, a controller 5, an actuator 6. The method is controlled in the following way. The consumption of the reactants during the flotation process is maintained at an optimal level using automatic control systems. In the case of a change in the size of the dissemination of useful minerals, the amount of free useful minerals in the flotation feed will change, as well as the degree of grinding of useful minerals, so as the degree of grinding of useful minerals increases, the amount of useful minerals in the slurry slurry flow will increase and the ratio of metal content in the slurry flow to metal content in the sand flow. Consequently, the signal from the output of sensor 2 to the first input of computing device 4 will increase. From the output of computing device, a signal proportional to the ratio of the metal content in the sand flow to the metal content in the waste stream flows to the input of the controller 5, which acts on the actuator 6, reducing the flow of water into the classifier. In the case of an increase in the degree of under-grinding of useful minerals, the amount of useful minerals in the sand flow of the flotation machine in the form of growths with waste rock minerals increases and the ratio of the metal content in the sand flow to the metal content in the slurry flow increases. This increases the magnitude of the signal received from the output of the sensor 3 to the second input of the computing device 4. The output signal of the computing device, proportional to the ratio of the metal in the sand flow, to the metal content in the sludge flow enters the input of the regulator 5, which acts on the actuator 6 increasing the flow of water to the classifier. An advantage of the technical solution is the possibility of adjusting the size of the grinding, depending on the metal content in the slurry and sand flows of the pulp leaving the flotation machine.
еe
iLiL