Обогатительная фабрика производительностью 1, 5 млн. т/год для переработки медно-цинковой руды Гайского месторождения

Тип работы:
Дипломная
Предмет:
Производство и технологии


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

УРАЛЬСКАЯ ГОСУДАРСТВЕННАЯ ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ АКАДЕМИЯ

Кафедра «Обогащение полезных ископаемых»

ДИПЛОМНЫЙ ПРОЕКТ

ОБОГАТИТЕЛЬНАЯ ФАБРИКА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬЮ 1,5 МЛН. Т/ГОД ДЛЯ ПЕРЕРАБОТКИ МЕДНО-ЦИНКОВОЙ РУДЫ ГАЙСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Зав. Кафедрой В. З. Козин

Студент группы ОПИ

Р.А. Перегудов

Руководитель

А.В. Колтунов

Рецензент

Нормоконтроль

А.В. Колтунов

ЕКАТЕРИНБУРГ, 2003 г.

РЕФЕРАТ

СТУДЕНТ: Перегудов Рустам Алексеевич

ГРУППА: ОПИ

РУКОВОДИТЕЛЬ: доцент, к.т.н. Колтунов А. В.

ТЕМА: Обогатительная фабрика производительностью 1,5 млн. т/год для переработки медно-цинковой руды Гайского месторождения.

КЛЮЧЕВЫЕ СЛОВА: рудоподготовка, медный концентрат, цинковый концентрат, пиритный концентрат, селективная флотация, режимная карта, извлечение, массовая доля, опробование, сгущение, фильтрование.

В ПРОЕКТЕ РАССМОТРЕНЫ ВОПРОСЫ: технология переработки вкрапленной медно-цинковой руды, опробование и контроль качества, охрана труда, рентабельность производства, себестоимость продукции.

ИЗУЧЕНО: режимы флотации, опыт переработки вкрапленных медно-цинковых руд, влияние крупности материала на результаты его обезвоживания.

ВЫПОЛНЕНЫ: выбор, обоснование и расчёт технологической схемы обогащения, основного технологического оборудования; приведены конечные оценочные показатели деятельности фабрики — прибыль и рентабельность.

ПРЕДЛОЖЕНА: технология переработки вкрапленной медно цинковой руды, рациональная схема обезвоживания пиритного концентрата.

Введение

Основным направлением развития экономики нашей страны является полное обеспечение потребности промышленности в цветных, редких и благородных металлах. Для решения этой задачи требуется увеличение объёмов добычи, переработки и обогащения полезных ископаемых, обеспечивающее комплексное использование природных ресурсов.

Развитие техники и технологии обогащения значительно расширило сырьевую базу промышленности, позволило: вовлечь в переработку запасы новых месторождений цветных, редких и благородных металлов, содержание в рудах которых очень низкое; выделить из считавшихся ранее отвальных хвостов концентраты. Без применения современных методов обогащения многие руды не могут быть использованы. В производстве цветных металлов совершенствование селективной флотации является главным резервом повышения извлечения металлов, комплексности использования сырья и во многих случаях определяет направления и успехи металлургической переработки концентратов.

Наибольший интерес с точки зрения теории и практики флотации представляют медно-цинково-пиритные руды, являющиеся уникальным видом сырья по масштабу запасов, технологическим особенностям, комплексу полезных компонентов. Многообразие медных минералов, наличие различных генераций сфалерита и пирита, близкие физико-химические свойства сульфидов меди, цинка и железа определяют значительные технологические трудности их селективной флотации, уровень комплексности их использования, влияние на экологическую обстановку в районах их переработки.

За последние годы накоплен большой опыт разработок, позволяющих, несмотря на значительное ухудшение качества руд, обеспечить технико-экономическую эффективность селективной флотации, повышение технико-экономических показателей обогащения при улучшении условий охраны окружающей среды. Основные направления выполненных работ включают разработку рациональных приёмов усреднения руд, эффективных схем и аппаратов рудоподготовки, разработку рациональных схем и режимов флотации, изыскание и внедрение новых реагентов и реагентных режимов, технологического перевооружения обогатительных фабрик на базе применения высокоэффективного измельчительно-флотационного оборудования.

Руды отечественных месторождений относят к наиболее труднообогатимым. Сложность их обогащения объясняется весьма тонкой вкрапленностью сульфидов и их тесным взаимным прорастанием, наличием в одном и том же месторождении различных минералов меди (первичного и вторичного образования), характеризующихся различными флотационными свойствами. В связи с промышленной переработкой таких руд важное значение приобретает разработка рациональных условий обогащения, а также повышение попутного извлечения благородных металлов. Комплексное использование полезных ископаемых позволяет наиболее экономично использовать бедные руды, добываемые из недр, значительно снижать себестоимость получения концентратов и повышать материальные ресурсы страны.

1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1. Местоположение фабрики

Проектируемая обогатительная фабрика входит в состав Гайского горно-обогатительного комбината для переработки медно-цинковых руд.

Местоположение фабрики выбрано исходя из следующих причин:

а) наличие трудовых ресурсов;

б) близость источника электроэнергии;

в) близость источника водоснабжения;

г) близость источников снабжаемых сырьём;

д) наличие местных строительных материалов;

е) близость потребителей продукции.

1.2 Климатические условия

Климат район резко-континентальный с жарким летом и холодной зимой, преобладают ветры южного и юго-западного направлений. Температура летом до 38С, зимой минус 29С40С.

Среднегодовая скорость ветра 5,9−5,3 м/с, количество атмосферных осадков колеблется в пределах 190−400 мм в год. Около 50% из них выпадают в зимнее время. Снежный покров в районе устанавливается в середине ноября и исчезает в конце апреля. Максимальная мощность его достигает 1,5 м. Глубина промерзания грунта до 2 м.

1.3 Характеристика месторождения

На Гайском месторождении открыто 5 рудных залежей. Общая протяжённость рудной зоны 5 км по простиранию и 2 км по падению. Рудной зоной на Гайском месторождении принято называть часть рудного поля, представленного гидротермально-измельченными, типа вторичных кварцитов, породами вспомогательно колчеданных руд и примыкающим к ним зонам вкрапленного оруднения. Колчеданные залежи Гайского месторождения приурочены к свите эффузивных кварцитовых альбитофиров и их туфов, местами измельченных до состояния вторичных кварцитов. Форма залежей в общем неправильная, пластообразная, строение очень сложное, обусловленное с одной стороны сложностью строения рудовмещающей толщи пиропластических пород, с обычными фаунальными сменами и резкими вклиниваниями, с другой -многократными переходами сплошных руд во вкрапленные и перемежаемостью отдельных рудных линз с вмещающими породами. Во всех залежах, кроме глубокозалегающей залежи 4, прослеживаются вторичная (вертикальная) зональность, проявляющаяся в наличии трёх зон (сверху вниз): верхней зоны — окисления с подзонами окисления и выщелачивания, цементации и первичных руд в залежи 3; и двух зон средней и нижней — зон окисления и цементации в залежах № 1, 2, 5. Верхняя зона -650 м, средняя от 300−350 м до 1000−1200 м, нижняя от 100−2000м общей протяжённостью. Во всех типах руд Гайского месторождения первичные минералы представлены пиритом, халькопиритом, сфалеритом, баритом. Часто встречается галенит. Вторичные медные минералы — ковеллин, халькозин. Из сульфатов меди наибольшее распространение имеет халькантит, встречаются пентландит, марказит, блеклая руда. Кроме основных цветных металлов содержится и учитываются сопутствующие и редкие элементы: кадмий, кобальт, свинец, селек, теллур.

Все ресурсы Гайского месторождения по текстурным признакам разделяется на два основных типа: вкрапленные медные и медно-цинковые руды; массивные медные и медно-цинковые руды. Массивные и вкрапленные руды залежей № 1,3,5 перерабатываются на фабриках; руды залежи № 4, как глубоко залегающие, будут перерабатываться позднее. Залежь № 2 представлена серным колчеданом. Третья залежь представлена сплошной сульфидной и вкрапленной рудой. Залежь № 5- сплошными сульфидными рудами. Во вкрапленных рудах наблюдаются сравнительно крупные включения сульфидов меди, цинка, железа в породе, кроме того, отмечается повышенное содержание фтора и мышьяка, а также значительное количество золота и серебра. Вкрапленные руды — менее 25% сульфидов, сплошные (массивные) — более 50%сульфидов. Отношение сплошных и вкрапленных руд 2:1.

1.4 Состав руды подлежащей обогащению

Обогащению подлежит вкрапленная медно-цинковая сульфидная руд Гайского месторождения. Сульфидные минералы в этой руде представлены первичными минералами — пиритом, сфалеритом и халькопиритом. Нерудные минералы — кварц.

Медь является главным полезным элементом руд. Основной минерал меди — халькопирит. Цинк — второй по промышленной ценности элемент. Основной минерал цинка — сфалерит. Сера — самый распространенный элемент. Главным её носителем является пирит, халькопирит, сфалерит. Минеральный состав руды приведён в таблице 1.1.

Таблица 1.1 Минеральный состав руды, %

Тип руды

Пирит

Халькопирит

Сфалерит

Кварц

Вкрапленная залежь № 3

25

5,5

2,5

60

Кроме основных цветных металлов содержатся и учитываются сопутствующие и редкие элементы: кадмий, кобальт, свинец, селен, теллур. Вредными элементами- примесями являются фтор и мышьяк. Отмечается высокое содержание золота и серебра по сравнению с другими месторождениями Южного Урала. Установлены собственные минеральные формы золота и серебра- самородное золото и серебро. Вещественный состав руды представлен в таблице 1.2.

Таблица 1. 2

Минерал

Хим. формула

Состав, %

Физико-химические свойства

Пирит

FeS2

Fe-46. 5;

S-53. 5; примеси

Со, Ni, As, (Au,

Cu, Ag, Sb и др. в виде включений минералов)

Тв. 6−6,5; цв. латунно-жёлтый, порошок зеленовато-чёрный; пл. 4,9−5,2; проводник электричества, =10−510−1 Омм; диамагнитен, =(0,2−0,7)10−6 см3 /г;

tпл=1150с (1423К)

Халько-пирит

CuFeS2

Cu-34. 6; Fe-30.5 примеси Ni (до 0,3−0,4) Ag, Au, Tl, Te, Se

Тв. 3−4; цв. латунно-жёлтый, порошок зеленовато-черный; пл. 4,1−4,2; полупроводник, =10−5 10−1 Омм; антиферромагнитен, =(0,8−4,5)10−6;

tпл=1000С (1273К); разлогается в HNO3 с

выделением S.

Сфалерит

ZnS

Zn-67,1; S-32,9; примеси Fe до 26,2; Mn до 5,8; Cd, Ga, Ge, Sn, Hg, Te

Тв. 3,5−4; сп. совершенная; цв. жёлтый, бурый, по-

Рошок белый, бурый; пл. 3,9−4,1; чистые кристаллы плохие проводники, магнитные свойства зависят от примесей (Fe и Mn); разлгается в конц. HNO3 с вы-

делением H2S.

Кварц

SiO2

Si-46,6

Тв. 7; цв. дымчатый, бурый, черный, фиолетовый, чаще серый, белый; порошок белый; пл. 2,6; пироэлектрик, пьезоэлектрик, димагнитен =-0,4610−6 см3/г; tпл=1728С (2001К), растворяется в HF.

Рассмотрим флотационные свойства минералов. Пирит- при измельчении дает хорошо образованные кристаллы. Свежеобразованные грани лучше смачиваются углеводородами (нейтральными), чем водой. Сравнительно быстро окисляется, при этом на его поверхности в зависимости от рН и О.В. потенциала образуется гидроокись Fe, карбонаты Fe и хорошо растворимые соединения железа с ионами SO2−4, S2O2−3 и SO2−3. Образующаяся на поверхности пирита при высоких положительных значениях О.В. потенциала и рН>7 плёнка Fe (OH)3 характеризуется низкой растворимостью, препятствуя закреплению собирателя, вытесняя его с поверхности минерала. Наиболее эффективно пирит флотируется ксантогенатами и дитиофосфатами в слабокислой или нейтральной среде при рН=6−7. В щелочной среде флотация пирита ухудшается и подавляется при рН8. Подавитель пирита -известь, действует с повышением рН пульпы, образуя плёнку гидроокислов железа, адсорбирует ионы кальция, что приводит к цементации поверхности и предотвращает адсорбцию собирателя. Активируется пирит в кислой среде, когда избыточная щёлочность нейтрализуется подачей кислоты или отмывается в гидроциклоне.

Халькопирит хорошо флотируется сульфгидрильными собирателями в довольно широком диапазоне рН, так как обладает высокой сорбционной способностью. Свежеобнаженная и чистая сульфидная поверхность обладает некоторой гидрофобностью (легче адсорбирует молекулы углеводородов, чем молекулы воды), частичное окисление её способствует закреплению собирателя. Окисление поверхности происходит быстро, особенно при измельчении. При длительном окислении флотируемость снижается, с образованием труднорастворимого Fe (ОН)3, который препятствует сорбции собирателя. Наиболее распространенные собиратели — ксантогенаты. Бутиловым ксантогенатом халькопирит флотируется при рН = 6−11, сульфид натрия Na2S подавляет халькопирит при рН5,5 (вытеснение ксантогенат сульфидионами).

Неактивированный свежеобнажённый сфалерит обладает хорошей естественной флотируемостью и может флотироваться в кислой среде одним вспенивателем. Добавки углеводородов повышают флотируемость. Окисление поверхности сфалерита приводит к снижению его флотируемости, т.к. образуются ионы SO2−4 и Zn2+ которые повышают гидротацию поверхности. Высшие ксантогенаты могут хорошо флотировать неактивированный сфалерит, однако для повышения флотируемости сфалерит перед взаимодействием с собирателем активируют. Лучший активатор медный купорос, который образует с ксантогенатами трудно растворимое соединение. Подавители сфалерита — цианиды; сочетание сернистого натрия и цинкового купороса. Образующийся коллоидный сульфид цинка понижает концентрацию катионов меди и предотвращает активацию. Основные физико-механические свойства руды приведены в табл. 1.3.

Таблица1.3 Физико-механические свойства руды

Руда

Влажность, %

Крепость по пр. Протодьяконову

Плотность, г/см3

Коэффициент разрыхления

Насыпная плотность, Т/м3

Вкрапленная медно-цинковая колчеданная

4,0

10−12

3,0

1,5

1,8

Руда Гайского месторождения характеризуется сравнительно крупной вкрапленностью сульфидов меди, цинка и железа в нерудных минералах. Успешное разделение сульфидов и нерудного минерала кварца может быть осуществлено при измельчении руды до 70% класса -0,071 мм. В том числе в руде наблюдается взаимное тонкое прорастание медных и цинковых минералов с пиритом между собой. Размеры зёрен пирита от 0,2 до 0,05 мм. Межзерновые пространства и трещины в пирите заполнены халькопиритом и сфалеритом. Халькопирит образует неправильные выделения крупностью 0,2−0,02 мм и преимущественно является свободным. Наблюдается также и эмульсионная вкрапленность халькопирита в цинковой обманке. Сфалерит распределён неравномерно, подобно халькопириту заполняет межзерновые промежутки пирит, иногда образует линзовые выделения размером от нескольких миллиметров, а также зёрнышки в срастании с кварцем до 1 см. Для успешного разделения необходимо очень тонкое измельчение до 90% класса -0,074 мм.

Руда добывается открытым способом. Максимальный размер куска в руде составляет 800 мм. Доставка на фабрику руды осуществляется автомобильным транспортом. Технологически равнозначные сорта руд вначале шихтуют на борту карьера, затем подвергают усреднению в складе усреднения, это обеспечивает прирост извлечения меди и цинка в одноимённые концентраты на 1−2%.

Гранулометрический состав исходной руды представлен в таблице 1.4. и показан на рис. 1.1., его особенностью является повышенная массовая доля мелочи (кривая вогнутая).

Таблица 1.4 Гранулометрический состав исходной руды

Классы в долях максимальной крупности руды, мм

Выход, %

«+»

«-»

-800+600

9

9

100

-600+400

6

15

91

-400+200

20

35

85

-200+100

35

70

65

-100+0

30

100

30

Рис. 1. 1

1.5 Выбор строительной площадки

Поверхность промплощадки проектируемой обогатительной фабрики имеет общеуральский характер: таёжный грунт — верхняя мокрота, обусловленная водонепроницаемым грунтом, легко поддающийся осушке.

Грунт под тонким растительным слоем из различной толщи бурой, красной и жёлтой глины, нередко со щебнем. Под толщей глины — щебень, который местами выклинивается на поверхность. Грунтовых вод шурфованием не обнаружено. Геологическое обследование проведено путём бурения и посредством шурфирования, причём результаты исследования грунта вполне благоприятны в смысле восприятия нагрузки.

Местоположение рудников и обогатительной фабрики в отношении населённости района, близости железных дорог, источников водоснабжения, наличие местных материалов и экономики района — выгодно по сравнению с прилагаемыми новыми стройками цветной металлургии. Все эти предпосылки создают благоприятные условия для строительства и освоения обогатительной фабрики.

2. АНАЛИЗ ТЕХНОЛОГИЙ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНЫХ МЕДНО-ЦИНКОВЫХ РУД

В практике обогащения, в зависимости от минералогического состава и содержания цветных металлов, медно-цинковые вкрапленные руды Урала подразделяются на две группы:

I — вкрапленные руды с высоким содержанием металлов. Содержание сульфидов в них составляет 25−50% (руды месторождения им. III Интернационала на Среднем Урале, руды Сибайского и частично Гайского месторождений) /1/. Этот тип руд обогащается в основном по технологии коллективно-селективной флотации.

II — вкрапленные руды с низким суммарным содержанием металлов. Содержание сульфидов в них составляет 20−30% - руды Кировоградского, Пышминского и Гайского месторождений.

На обогатительной фабрике Сибайского медно-серного комбината перерабатываются медно-цинковые руды представленные как колчеданным так и вкрапленным типом. Основной рудный минерал — пирит. Медные минералы — халькопирит, ковеллин, халькозин. Относительное содержание меди в форме вторичных сульфидных минералов 20−40%. Цинк представлен сфалеритом. Руды отличаются тонкой взаимной вкрапленностью сульфидных минералов вплоть до эмульсионной вкрапленности халькопирита в сфалерите. Отделение их возможно лишь при измельчении до 95−100% класса -0,044 мм. Пирит имеет полидисперсную вкрапленность, и его отделение от других сульфидных минералов происходит при измельчении до 75−80% класса -0,074 мм. Неравномерная и сложная вкрапленность минералов вызвала необходимость применения трёхстадиальной схемы измельчения.

Крупность измельченной руды перед флотацией составляет 92−93% класса -0,074 мм, а степень раскрытия минералов меди 75−77% (вместо 65−70% по двухстадиальной схеме), цинка 65−74% (вместо 55−60%). Руда обогащается по схеме селективной флотации. Для подавления сфалерит в измельчение подаются сульфит натрия (50 г/т) и цинковый купорос (50 г/т), для подавления пирита — известь (400 г/м3 свободной СаО). Медная флотация проводится с подачей бутилового ксантогената (90−150 г/т) и пенообразователя — бутилового дитиофосфата и флотомасла. Цинковая флотация осуществляется при щелочности пульпы 800−900 г/м3 свободной СаО после активации сфалерита медным купоросом (400 г/т). Расход ксантогената на цинковую флотацию составляет до 140 г/т. В перечистных операциях цинкового цикла щёлочность пульпы повышается до 1300 г/см3 свободной СаО. Однако, несмотря на это, содержание цинка в цинковом концентрате не превышает 29−30%, поэтому он подвергается обезмеживанию и обезжелезнению (медно-пиритной флотции). Перед основной медно-пиритной флотацией пульпу сгущают до 76% твёрдого и перемешивают с FeSO4 до содержания свободной СаО 140−350 г/м3. В основную медно-пиритную флотацию подают соду (230 г/т), цинковый купорос (1150 г/т) и ксантогенат (570 г/т).

После обезмеживания содержание меди в цинковом концентрате снижается с 0,79 до 0,56%, а содержание цинка возрастает до 51−52%. Полученный при обезмеживании медно-пиритный продукт присоединяется к медному концентрату, который содержит 19−20% меди при извлечении 83−84%. Получаемый пиритный концентрат содержит 45−46% серы при извлечении 74−75%.

Технологическая схема обогащения Башкирской фабрики представлена на рис. 2.1.

Добыча руды происходит открытым способом. Максимальный размер куска, поступающий на фабрику, 1200 мм. Руда из карьера доставляется автосамосвалами на открытую площадку, где производится её усреднение и складирование по сортам. На фабрику руда доставляется железнодорожным транспортом (в думпкарах грузоподъёмностью 80 т).

Плотность руды 3,8−4,2 т/м3, коэффициент крепости колеблется в пределах 8−18, влажность 1,5−2%.

Технологическая схема обогащения Башкирской фабрики

Руда

Дробление I

Дробление II

Грохочение

Измельчение I Дробление III

I классификация

II классификация Измельчение II

Измельчение III

Основная Cu флотация

I Перечистная Контрольная

II, III Перечистная

Сгущение Основная Zn флотация

Фильтрование I Перечистная Контрольная

Сушка II, III Перечистная Сгущение

Медный концентрат Фильтрование

Перемешивание с Na2S Сушка

Сгущение Пиритный концентрат

Перемешивание с FeSO4

Основная Cu-FeS2 флотация

Перечистная Сгущение

Фильтрование

Сушка

Цинковый концентрат

Рис. 2. 1

Руда Кировоградского района имеет следующие технологические особенности: 1) руда представлена на 25−30% сульфидами меди, цинка и железа и на 70−75% породой.

2) сульфиды меди, цинка, железа достаточно полно могут быть отделены от породы при сравнительно грубом измельчении порядка 50−60% класса -0,071 мм.

3) тесная ассоциация самих сульфидов требует для их разделения очень тонкого измельчения коллективного концентрата порядка 90% класса -0,071 мм.

В настоящее время вкрапленные руды Кировоградского района обогащаются на Кировоградской обогатительной фабрике по схеме коллективно-селективной флотации см. рис. 2.2. По этой схеме сливы второй стадии классификации поступают в коллективную флотацию, где разделяются на коллективный концентрат и отвальные хвосты. Коллективный концентрат представлен сульфидами меди, цинка, железа как в свободном состоянии, так и в сростках. После одной перечистки коллективный концентрат подаётся на доизмельчение в шаровую мельницу, после чего подвергается разделению на медный, цинковый и пиритный концентраты. В цикле медной флотации предусматривается получение готового медного концентрата в голове флотации, грубого медного концентрата и промпродукта. «Медная головка» снимаемая с шести флотокамер направляется на обезвоживание, а грубый медный концентрат — на двукратную перечистку. Медный промпродукт поступает на классификацию в гидроциклон вместе с хвостами перечисток грубого медного концентрата. Хвосты грубой медной флотации направляются на контрольную флотацию, хвосты которой — на основную цинковую, где снимается грубый цинковый концентрат, который после трёхразовой перечистки является готовым продуктом. Хвосты основной цинковой флотации выдаются как готовый пиритный концентрат.

Слив гидроциклона, работающего на медном промпродукте, поступает на сгущение в девятиметровом сгустителе до 22−28% твёрдого, после чего подвергается дофлотации с выделением в пенный продукт медных минералов, а в хвосты — цинковых и пирита. Пенный продукт вместе с медным грубым концентратом направляется на первую медную перечистку. Хвосты флотации поступают вместе с грубым цинковым концентратом на его перечистку.

По схеме представленной на рис. 2.2. на фабрике получают медные концентраты с содержанием Cu-14,8%; Zn-5,8%; при извлечении меди -88%; цинковые концентраты с содержанием Cu -1,4%, Zn-50,4% при извлечении Zn-52,5%; в пиритном концентрате содержится меди -0,26%, цинка -0,53%, серы -44,8%, при извлечении серы -50%.

Схема переработки вкрапленной руды на Кировоградской фабрике

Руда

Складирование

Измельчение I

Классификация I

Классификация II

Измельчение II Классификация в

гидроциклонах

Коллективная флотация

Сгущение

Перечистная Грубая Cu флотация

Контрольная Измельчение

отвальные Классификация

хвосты

Основная Cu флотация

Грубая Cu флотация

Контрольная I Перечистная

Основная Zn флотация II Перечистная

I Перечистная

II, III Перечистная

пиритный к-т цинковый к-т медный к-т

Рис. 2. 2

Месторождения медно-цинковых руд за рубежом сосредоточены в основном в Канаде, Финляндии, Норвегии, Швеции и Японии. Медно-цинковые руды Канады в основном вкрапленные. Соотношение меди и цинка в них составляет в них от 1: 1,5 до 1: 6, что является благоприятным для их извлечения. Сульфидные минералы — халькопирит; сфалерит и пирит — крупно и равномерно вкраплены в пустой породе, поэтому они освобождаются при измельчении дол 70−80% класса -0,074 мм.

Зарубежный опыт переработки вкрапленных медно-цинковых руд представлен обогатительной фабрикой «Квемонт» (Канада). Руда поступающая на фабрику содержит 1,5% Cu; 2,7% Zn; 25% S; 5 г/т Au; 26 г/т Ag. Схема и технологический режим на фабрике весьма своеобразен. Руда после первой стадии измельчения и классификации направляется в аэратор. Слив аэратора крупностью 9,3% +0,3 мм и 44,9% класса -0,074 мм поступает в основную медную флотацию. При этом стремятся получить готовый медный концентрат с максимально возможным извлечением золота. Пески аэратора направляют во вторую стадию измельчения. Медный промпродукт в виде песков из аэратора возвращается не в шаровую мельницу второго цикла, а в стержневую первого цикла. В этом случае при наличии рудных солей в пульпе лучше депрессируется цинковая обманка. Эта струя песков, насыщенная кислородом, создаёт благоприятные условия подготовки пульпы к флотации, т.к. количество кислорода в пульпе стержневой мельницы меньше, чем в шаровой. Аэрация медного грубого концентрата перед перечисткой введена для повышения извлечения: при аэрации флотируемость цинковой обманки (сростков) с халькопиритом повышается и увеличивается извлечении меди. На фабрике используют следующие реагенты: в измельчении (стержневая мельница) — сода 1 кг/т, сульфит натрия — 500 г/т (делится между стержневой и шаровой мельницей), цианид 35г/т (частично в аэратор), пентазоламиловый ксантогетат 30 г/т (в аэратор 10 г/т аэрофлота); в медной флотации — вспениватель (сосновое масло) по ходу процесса 235 г/т; в цинковой флотации медный купорос 350 г/т, известь 400 г/т (в перечистку), сульфат аммония 300 г/т, цианид 10 г/т (в аэратор), аэрофлот 10 г/т, пентазоламиловый ксантогенат 10 г/т, вторичный бутиловый спирт 30 г/т; в медно-пиритной флотации — этиловый ксантогенат; в промпродуктовой (золото пиритной) флотации — медный купорос 100 г/т, амиловый ксантогенат 400 г/т, изопропиловый ксантогенат 20 г/т, вторичный бутиловый спирт 20 г/т, реагент № 242 60 г/т (нейтра-лизовнный аммиаком аэрофлот).

По схеме представленной на рис. 2.3. на фабрике получают: медные концентраты с содержанием Cu-19,1%; Zn-3,65%; Au-28 г/т; Ag-168 г/т; цинковые концентраты с содержанием Zn51%; Cu-1. 61%; Au-3 г/т; Ag-45 г/т; при извлечении Zn-75%; Cu-2%; Au-2,2%; Ag-5%.

Схема обогащения на фабрике «Квемонт» Канада

Руда

Измельчение

Классификация

Аэроклассификация

I Cu флотация Измельчение

II Cu флотация

Аэрация III Cu флотация

Флотация Аэроклассификация

Аэрация

Флотация Классификация

Zn флотация

Классификация Zn флотация

Измельчение

Cu и FeS2 флотация

На цианирование

Измельчение

Аэрация FeS2 и Au флотация

Перечистная

Медный к-т Цинковый к-т Хвосты

Рис. 2. 3

3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

3.1 ВЫБОР И ОБОСНОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕЧСКОЙ СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ

При обогащении руды, она подвергается механической обработке, при которой не изменяет основных химических качеств, в отличие от металлургических процессов. Исходя из различных физико-химических свойств минералов, применяют различные методы обогащения. Основными в переработке многих типов полезных ископаемых являются флотационные методы. Они используются при обогащении более 95% руд цветных металлов. Возрастающее значение флотационных методов обогащения в настоящее время обусловлено вовлечением в переработку бедных, тонковкрапленных и труднообогатимых руд. Руда Гайского месторождения является тонковкрапленной и другого технологического процесса обогащения, который был бы в состоянии конкурировать с флотацией, нет.

Флотация — процесс универсальный, так как не существует принципиальных ограничений в отношении возможности ее применения для разделения любых минералов, поскольку все они имеют разные значения удельной свободной поверхностной энергии. Универсальность обеспечивается и тем, что если природная разница в значениях удельной поверхностной энергии у разделяемых минералов невелика и недостаточна для разделения, то она может быть увеличена с помощью флотационных реагентов, избирательное закрепление которых на поверхности определенных минералов изменяет их поверхностную энергию в заданном направлении.

При выборе, обосновании и разработке схемы обогащения учитываем характер и размер вкрапленности полезных минералов, их содержание в руде и флотируемость, наличие и характер шламов, требование к качеству концентратов, необходимость комплексного использования сырья при минимальных затратах на обогащение.

3.1.1 Выбор и обоснование схемы дробления

Операции дробления применяются для подготовки полезного ископаемого к измельчению в мельницах. Схемы дробления включают одну, две, три и более стадии дробления.

Для выбора рациональной схемы дробления из большого числа возможных схем необходимо решить следующие вопросы: о числе стадий дробления; о необходимости операций предварительного и поверочного грохочения в отдельных стадиях дробления.

Число стадий дробления определяется начальной и конечной крупностью дробимого материала. При заданных размерах максимальных кусков в руде и в дробленом продукте предел общей степени дробления будет

Степень дробления i = 61,5 не может быть достигнуто в одну стадию, поэтому число стадий должно быть не менее двух. Но две стадии дробления могут обеспечить только молотовые дробилки, а не щековые и конусные. Учитывая нормы технологического проектирования флотационных фабрик, разработанных институтом «Механобр», а также практику, работу отечественных фабрик, принимаем три стадии дробления.

Операции предварительного грохочения применяются для сокращения количества материала, поступающего в дробление, за счет отсева мелочи и увеличения поверхности материала в рабочей зоне дробилки.

Принимая во внимание, что построенные в последние годы крупные отечественные фабрики цветной металлургии отказались от предварительного грохочения перед первой стадией дробления, и исходный материал относительно сухой, предварительное грохочение предусматривать не будем. Этим самым уменьшим капитальные затраты на строительство фабрики и упростим эксплуатацию отделения крупного дробления.

Если дробилки среднего дробления, связанные с дробилками мелкого дробления, имеют большой запас производительности по сравнению с последними и обеспечивают производительность без отсева мелочи, то предварительное грохочение не предусматривается. В остальных случаях применение грохочения обязательно. В последней стадии дробления при малых выходных щелях предварительное грохочение должно применяться.

Операции поверочного грохочения имеют целью возвратить в дробилку избыточный продукт. Крупность продукта 13 мм, оптимальная для измельчения в шаровых и стержневых мельницах, может быть получена на конусных дробилках мелкого дробления только в замкнутом цикле с грохотом. Поэтому в последней стадии дробления необходимо включить операцию поверочного грохочения. Замкнутый цикл дробления с грохочением, конечно, сложнее открытого с предварительным грохочением. Включение поверочного грохочения вызывает необходимость установки грохотов, конвейеров. В цехе появляются дополнительные перегрузки. Все это приводит к увеличению затрат. Но отказаться от замкнутого цикла возможно лишь при условии увеличения крупности питания мельниц, а при этом общая стоимость дробления и измельчения на фабрике возрастает.

Из вышесказанного видно, что более рациональной в экономическом отношении и эксплуатации будет схема, представленная на рис. 3.1. Это подтверждается и практикой дробления на Учалинской, Башкирской, Гайской фабриках, где предварительное грохочение перед второй стадией дробления не предусматривается, а в третьей стадии дробления используется совмещенное предварительное и поверочное грохочение.

Вещественный состав, физико-химические свойства и обогатимость руд различных участков месторождения значительно отличаются. Усреднение руды позволяет повысить извлечение металлов. Для усреднения руды строят склады дробленой руды, применяя при этом усреднительные машины.

/

Рис. 3. 1

3.1.2 Выбор и обоснование схемы измельчения

Для флотации важно раскрыть ценные минералы, освободить основную их часть от сростков с минералами пустой породы, и в то же время не переизмельчать ценные минералы, так как образование шламов может резко ухудшить технологический процесс и снизить его показатели. Получение класса минус 0,071 мм с содержанием его до 90% представляется трудно возможным при двухстадиальной схеме измельчения. Учитывая практику работы отделений измельчения Башкирской, Гайской фабрик [2], перерабатывающих аналогичную руду, принимаем трехстадиальное измельчение.

Измельчение руды перед флотацией проводится в сочетании с классификацией. Предварительная классификация исходного материала перед измельчением применяется для выделения из него уже готового по крупности продукта, если его значение не менее 15%. В руде, поступающей на измельчение, содержание класса минус 0,071 мм незначительное, поэтому предварительную классификацию в первой стадии измельчения не предусматриваем.

Во второй и третьей стадии предусматриваем поверочную классификацию в замкнутом цикле. Она применяется для контроля крупности измельченного продукта, повышения производительности мельницы, уменьшения ошламования продукта при измельчении. При наличии поверочной классификации некондиционный продукт возвращается обратно в мельницу, в питании мельницы увеличивается содержание класса, вследствие чего возрастает ее производительность по готовому классу. Важнейшим условием достижения высокой производительности мельниц при измельчении является правильное распределение работы измельчения между мельницами предыдущей и последующей стадий. Если на мельницу предыдущей стадии будет выдаваться слишком мелкий материал, то мельница следующей стадии окажется недогруженной, а общая производительность мельниц понизится. Выдача из предыдущей стадии измельчения слишком крупного материала тоже вызовет снижение общей производительности, вследствие перегрузки мельницы последующей и недогрузки предыдущей стадии измельчения.

Максимальная производительность мельниц достигается только при определенной крупности слива гидроциклонов (классификаторов) второй стадии измельчения, которая на практике регулируется изменением его плотности. Работа гидроциклонов при очень плотных сливах неустойчива, так как небольшое измельчение в количестве подаваемой воды значительно отражается на крупности материала, уходящего в слив, и нарушает правильное распределение работы измельчения между стадиями. Операции предварительной и поверочной классификации в третьей стадии измельчения совмещены в схеме, изображенной на рисунке 3.2. и разделены на рис. 3.3.

Схема измельчения I

/

Рис. 3. 2

Схема измельчения II

/

Рис. 3. 3

Достоинствами схемы измельчения I и схемы измельчения II являются: возможность получения мелкого конечного продукта; возможность осуществления стадиального обогащения руды; хорошее рационирование шаровой нагрузки.

При схеме измельчения I число классификаций меньше, и можно получить более высокую плотность пульпы в сливе, чем при схеме измельчения II. В первой схеме измельчения на третью стадию поступает весь материал, и весь циркулирует, тогда как во второй схеме — только часть материала.

Учитывая все вышесказанное, а также практическую работу Башкирской и Гайской фабрик, выбираем схему измельчения I, как более эффективную.

3. 13 Выбор и обоснование схемы флотации

Целесообразность и преимущество той или иной схемы обогащения определяется содержанием в руде меди и серы. При переработке руд с небольшим содержанием серы преимуществом схемы коллективно-селективной флотации, несмотря на более высокий расход реагентов, является получение пиритсодержащего продукта виде хвостов селекции коллективного концентрата. Однако при увеличении содержания серы выход коллективного концентрата возрастает до 60%, и преимущества коллективно-селективной схемы снижаются.

При содержании в руде серы более 25% применение схемы прямой селективной флотации позволяет повысить извлечение меди по сравнению со схемой коллективно-селективной флотации на 3−6%, рис. 3.4. [3].

Зависимость извлечения меди Е от содержания меди в в руде при содержании серы более 25%

/

1 — прямая селективная флотация; 2 — коллективно-селективная флотация

Рис. 3. 4

Для руд, содержащих первичные сульфиды меди, с незначительной активацией сульфидов цинка использование прямой селективной флотации позволяет получить наиболее высокие технологические показатели. Это обусловлено тем, что отделить сульфидные минералы меди от цинковых легче до активации сульфидов цинка, которая потребовалась бы в случае коллективной флотации.

3.1.4 Выбор схемы обезвоживания

Схему обезвоживания медного, цинкового и пиритного концентратов принимаем на основании практики работы действующей фабрики перерабатывающей аналогичные руды. Конечными продуктами обезвоживания являются медные, цинковые, пиритные концентраты, которые направляются на склады готовой продукции, откуда отправляются потребителю, как твердый продукт. Схема обезвоживания на проектируемой фабрике представлена на рис. 3.5.

Схема обезвоживания

/

Рис. 3. 5

Предложенная схема обогащения вкрапленной медно-цинковой колчеданной руды представлена на рис. 3.6. и состоит из схемы рудоподготовки и схемы прямой селективной флотации. Рудоподготовка включает в себя три стадии дробления и три стадии измельчения. Первая и вторая стадии дробления выполнены в открытом цикле. Третья стадия выполнена в замкнутом цикле с совмещенным поверочным и предварительным грохочением. Мелкодробленая руда складируется. первая стадия измельчения — в открытом цикле. Вторая и третья стадии — в замкнутом цикле с совмещенной предварительной и поверочной классификацией.

Схема прямой селективной флотации включает цикл медной флотации, цикл цинковой флотации, цикл пиритной флотации. Цикл медной флотации включает основную, контрольную флотацию хвостов и две перечистки грубого медного концентрата. Хвосты контрольной медной флотации направляются в цинковый цикл, состоящий из основной, контрольной флотации хвостов, и двух перечисток грубого цинкового концентрата. Хвосты контрольной цинковой флотации направляются в пиритный цикл, состоящий из основной и контрольной флотации. Пиритный концентрат («пиритная головка») является готовым продуктом.

Решая проблему комплексного использования сырья, предлагается хвосты контрольной пиритной флотации (отвальные) использовать в качестве закладки выработанного пространства шахт.

3.2 РАСЧЕТ КАЧЕСТВЕННО-КОЛИЧЕСТВЕННОЙ И ВОДНО- ШЛАМОВОЙ СХЕМЫ

3.2.1 Расчет схемы дробления

По величине производительности фабрика относится к категории предприятий средней производительности. На фабрику руда подается с открытых горных работ с месторождения, расположенного в средней полосе страны. По «Нормам технологического проектирования…» [4] принимается график доставки руды 255 дней в году в три семичасовые смены в сутки, пятидневная рабочая неделя.

Календарное время 8760 часов в году (24 ч. х 365 дней). Машинный фонд времени [5] рассчитывется по формуле:

Тм = (n сут n см • tсм • к'), ч/год (3.1.)

Где n сут — количество рабочих дней в году;

n см — количество смен в сутки;

tсм — продолжительность смены, ч;

к' - поправочный коэффициент (руда средней крепости к' = 1,0).

Тм = 255 • 3 • 7 • 1,00 = 5355 ч/год.

Схема обогащения вкрапленной медно-цинковой пиритной руды

Коэффициент использования по времени равен [5]

Суточная и часовая производительность отделения дробления определа по формулам [5]:

Qсут.ц. др. = Qф. год. / (nсут • К'), т/сут (3.2.)

где Qф. год — годовая производительность фабрики, млн. т/год

Qсут.ц. др = 1,5 • 106 / (255 • 1,0) = 5882,35? 5880 т/сут.

Qr.ц. др. = Кн • Qф. год / (nсут • nсм • tсм• К')? n/x (3.3.)

где Кн — коэффициент неравномерности питания (для руд Кн = 1,0 — 1,1)

Qr.ц. др = 1,0 • 1,5 • 106 / 5355 = 280,11 = 280 т/ч

Режим работы отделения средне-мелкого дробления совпадает с режимом работы отделения крупного дробления.

Рассчитываем выбранную схему дробления, выбор и обоснование которой приведен в подразделе 3.1.1.

Выбор степеней по стадиям. Общая степень дробления рассчитывается по формуле:

iобщ = Dmax / d (3.4.)

где Dmax и d — соответственно максимальная крупность исходной руды и дробленого продукта iобщ = 800/13 = 61,5

Средняя степень дробления составляет

(3.5.)

Принимается для первой стадии дробления iI = 3,0; для второй стадии iII = 3,5№ для третьей стадии

Максимальная крупность продуктов по стадиям дробления определяется по формуле:

dj = Dj / ij, мм (3.6.)

где j — номер стадии дробления;

Dj — максимальная крупность питания стадии, мм;

ij — степень дробления в j -ой стадии

dI = 800/3,0 = 270 мм;

dII = 270/3,5 = 77 мм;

dIII= 77/5.9 = 13 мм.

Максимальная крупность разгрузки дробилки мелкого дробления d’IIIp рассчитывается по формуле:

d’III = S III • (Z max), мм (3.7.)

где Z max = 3,0 — максимальная крупность в мелком дроблении

d’III = 6 • 3,0 = 18 мм

Определение ширины загрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления:

Bj = (1,1 — 1,2)Dmax, мм (3.8.)

BI = 1,2 • 800 = 960 мм;

BII = 1.2 • dI = 1.2 • 270 = 324 мм;

BIII = 1,2 • dII = 1,2 • 77 = 92 мм.

Ширина разгрузочных щелей дробилок определена по результатам промышленных испытаний [4] и рассчитана через максимальную относительную крупность по формуле:

Sj = dj / (zmax)j, мм (3.9.)

SI = 270 / 1,8 = 150 мм;

SII = 78 / 2,2 = 35 мм;

SIII = 13 / 3,0 = 4 мм.

Так как расчетное значение ширины разгрузочной щели дробилки третьей стадии значительно меньше конструктивно возможной, то S принятое с учетом практики дробления и крепости руды:

SIII = 6 мм

Размер отверстий сит для грохотов третьей стадии дробления определяется крупностью дробленого продукта:

d3 = 13 мм

Так как гранулометрическая характеристика вогнутая, то наилучший результат получим при грохочении на вибрационных грохотах с Е-dIII = 90%. Исполнение грохотов тяжелое:

сн = 0,6 • с, т/м3 (3. 10.)

сн = 0,6 • 3,0 = 1,8 т/м3 > 1.6 т/м3

Строим характеристики крупности после дробилок крупного, среднего, мелкого дробления.

Характеристика крупности исходной руды приведена на рис. 1.

Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки крупного дробления приведена на рис. 3.7. (продукт 2). Построение производим с использованием типовой характеристики [5]. Точки построения нанесены на ось абсцисс с расчетом их координат по формуле

dx = Sj • zk (3. 11.)

Например, при zk = 0,2 получено dx = 30 мм

dx= 30; 60; 90; 120; 150; 180; 210; 240; 280 мм.

Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки среднего дробления приведена на рис. 3.8. (продукт 3), построение производим по типовой характеристике [5]. Точки построения нанесены на ось абсцисс с расчетом по формуле (3. 11): dx = 7; 14; 21; 28; 35; 42; 49; 56; 63; 70; 77 мм.

Характеристика крупности продукта 2

Рис. 3. 7

Характеристика крупности продукта 3 и продукта 4

Рис. 3. 8

Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки приведена на рис. 3.9. продукт 7. Построение характеристики продукта дробления Ш стадии производим по типовой характеристике [5].

Характеристика крупности продукта 7

Рис. 3. 9

Расчет выходов продуктов и циркулирующей нагрузки находим по формулам

(3. 12.)

% (3. 13.)

, % (3. 14)

, % (3. 15)

Количества продуктов (т/ч) определены по формуле

Q1=Q2=Q3=Q5=280 т/ч (3. 16)

Q4=0. 01•Q3•г4? n/x (3/17)

Q4=0. 01•280•189. 83=532 т/ч;

Q6=Q7 =Q4 — Q5, т/ч (3. 18)

Q6=Q7 = 532−280=252т/ч

График грансостава продукта, поступающего на грохочение, представлен на рис. 3.8. (продукт 4). Для его составления выбраны расчетные точки

dk=3; 6; 9; 12; 15 мм.

Ординаты точек рассчитываются по формуле:

, % (3. 19)

;

Результаты расчетов сведены в табл.3.1.

3.2.2 Расчет схемы измельчения

Режим работы отделения измельчения совпадает с режимом главного корпуса и равен 336 дням в год [4], с годовым фондом машинного времени 8060 часов в год.

Производительность отделения измельчения рассчитана по формулам (5) и (6) [5]:

Qcут. изм. = Qф. год / (nсут • К'), т/сут; (3. 20)

Qч. изм. = Qф. год• Кн / (nсут• К'• nсм • tсм), т/ч (3. 21)

Qcут. изм = 1,5 • 106 / (336 • 1,0) = 4464,3? 4460 т/сут;

Qч. изм = 1,0 • 1,5 • 106 / (336 • 1,0 • 24) = 186 т/ч.

Объем складируемой мелкодробленой руды обеспечивает двухсуточную работу корпуса обогащения:

V = 48 • Qч. изм / дн, м3 (3. 22)

V = 48 • 186 / 1?8 = 4960 м³

Расчет I стадии измельчения:

Q8 = Q9 = 186 т/ч;

г8 = г9 = 100%.

Исходные данные для расчета второй стадии измельчения:

производительность по сливу — 186 т/ч;

массовая доля класса минус 71 мкм в сливе — 70%;

массовая доля класса минус 71 мкм в песках классификации — 30%;

массовая доля класса минус 71 мкм в разгрузке мельницы — 42%;

массовая доля класса минус 71 мкм в разгрузке стержневой мельницы — 32% (I стадия).

Выходы продуктов рассчитаны из уравнения баланса по расчетному (минус 71 мкм) по операции классификации

(3. 23)

Циркулирующая нагрузка составляет:

Производительность цикла измельчения по продуктам равна:

Исходные данные для расчета третьей стадии измельчения:

производительность по сливу — 186 т/ч;

массовая доля класса минус 71 мкм в сливе классификации — 90%;

массовая доля класса минус 71 мкм в песках классификации — 37%;

массовая доля класса минус 71 мкм в разгрузке шаровой мельницы — 50%.

Производительности цикла измельчения по продуктам равны:

Циркулирующая нагрузка составляет:

Результаты расчетов сведены в табл. 3.1.

Таблица 3.1 Расчет количественной схемы рудоподготовки

Поступает

Выходит

Наименование продукта

Выход, %

Производительность, т/ч

Наименование продукта

Выход, %

Производительность, т/ч

1

2

3

4

5

6

Дробление I

1. Исходная руда (800−0)

100,00

280

2. Дробленый продукт (270−0)

100,00

280

Итого

100,00

280

Итого

10,00

280

Дробление I I

2. Дробленый продукт (270−0)

100,00

280

3. Дробленый продукт (77−0)

100,00

280

Итого

100,00

280

Итого

100,00

280

Грохочение

3. Дробленый продукт (77−0)

7. Дробленый продукт (18−0)

100,00

89,83

280

252

5. класс (13−0)

6. класс (77−13)

100,00

89,83

280

252

Итого

189,83

532

Итого

189,83

532

Дробление Ш

6. класс (77−13)

89,83

252

7. Дробленый продукт (18−0)

89,83

252

Итого

89,83

252

89,83

252

Складирование

5. класс (13−0)

100,00

280

8. Мелкорубленая руда

100,00

186

Итого

100,00

280

Итого

100,00

186

Измельчение I

8. Мелкорубленая руда (13−0)

100,00

186

9. Разгрузка мельницы

100,00

186

Итого

100,00

186

Итого

100,00

186

Классификация I

9. Разгрузка мельницы I ст.

13. Разгрузка мельницы П ст.

100,00

316,67

186

589

12. Пески

11. Слив

316,67

100,00

589

186

Итого

416,67

775

Итого

416,67

775

Измельчение П

12. Пески классиф.

316,67

589

13. Разгрузка мельницы, П ст

316,67

589

Итого

316,67

589

Итого

316,67

589

Классификация П

11. Слив класс I7. Разгрузка мельницы Ш ст

100,00

153,85

186

286

15. Слив

16. пески

100,00

153,85

186

286

Итого

253,85

472

Итого

253,85

472

Измельчение Ш

16. Пески класс

153,85

286

17. Разгрузка мельницы

153,85

286

Итого

153,85

286

Итого

153,85

286

3.2.3 Расчет технологического баланса продуктов обогащения и принципиальной схемы флотации

Баланс продуктов обогащения основан на тех требованиях, которые предъявляют и к конечным продуктам обогащения, согласно табл. 3.2.

Таблица 3.2 Требования, предъявляемые к концентратам

Концентрат

Содержание элементов, %

меди

цинка

свинца

железа

серы сульфидной

КМ-7

не менее 15

не более 11

не более 9

-

-

КЦ-2

не более 1,2

не менее 45

-

не более 7

-

КСФ-3

-

-

-

-

не менее 40

Исходными данными являются содержания ценных компонентов в руде и их содержание в получаемых концентратах. Конечная цель получения трех концентратов — медного, цинкового и пиритного, со следующими требованиями к ним:

Медный концентрат: бCu = 1,2; вCu=18%; ECu = 87%.

Цинковый концентрат: Zn = 3%; вZn= 48%; EZn = 55%;

Пиритный концентрат: бS = 26%; вS = 40%; ES = 36%.

Имеющиеся данные заносим в табл. 3.3.

Используя формулу привлечения, находим выходы концентратов:

(3. 25)

Медный концентрат:

Цинковый концентрат:

Пиритный концентрат:

Выход хвостов:

В соответствии с уравнениями баланса определяется содержание меди в хвостах, цинка в хвостах и серы в хвостах:

(3. 26)

аналогично:

Далее рассчитываются извлечения ценных компонентов:

Рассчитанные данные приведены в табл. 3.3.

Таблица 3.3 Технологический баланс продуктов обогащения

Наименование продукта

Выход, %

Содержание, %

Извлечение, %

Cu

Zn

S

Cu

Zn

S

Медный концентрат

5,80

18,00

2,67

2,22

87,00

5,16

0,50

Цинковый концентрат

3,44

0,38

48

0,83

1,09

55

0,11

Пиритный концентрат

23,40

0,45

1,20

40,00

8,78

9,36

36,00

Отвальные хвосты

67,36

0,056

1,36

24,47

3,14

30,54

63,40

Исходная руда

100,00

1,20

3,00

26,00

100,00

100,00

100,00

Невязки

0,01

0,06

0,01

Определены выхода «узловых» продуктов:

Содержание меди в «узловом» продукте равно:

(3. 27)

аналогично:

Содержание меди в «узловом продукте П» равно:

(3. 28)

Аналогично:

Проверяем результаты расчета «узловых продуктов» «снизу»:

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой