Переробка мідної руди. Мідна руда Переробка мідної руди
Щоб відокремити мінерали один від одного, руду треба дробити і подрібнювати.
Для звільнення мінералів від взаємного зрощення в більшості випадків потрібно тонке подрібнення, наприклад до -0,2 мм і дрібніше.
Відношення діаметра найбільших шматків руди (D) до діаметру продукту дроблення (d) називають ступенем дроблення або ступенем подрібнення (К):
Наприклад, при D \u003d 1500 мм і d \u003d 0,2 мм.
До \u003d 1500 ÷ 0,2 \u003d 7500.
Дроблення і подрібнювання зазвичай ведуть в кілька стадій. На кожній стадії застосовують дробарки і млини різних типів, як це показано в табл. 68 і на рис. 1.
Дроблення і подрібнювання може бути сухим і мокрим.
Залежно від кінцевої можливою мірою подрібнення в кожній стадії вибирають число стадій Якщо необхідна ступінь подрібнення К, а па окремих стадіях - k1, k2, k3 ..., то
Загальна ступінь подрібнення визначається розміром вихідної руди і розміром кінцевого продукту.
Дроблення тим дешевше, чим дрібніше добута руда. Чим більше обсяг екскаваторного ковша для гірських робіт, тим крупніше добута руда, а значить п великих розмірів повинні застосовуватися дробильні агрегати, що економічно не вигідно.
Ступінь дроблення вибирають таку, щоб вартість обладнання та експлуатаційні витрати були найменшими. Розмір завантажувального щілини повинен бути у щекових дробарок на 10-20% більше поперечного розміру найбільших шматків руди, у конічних і конусних - дорівнює шматку руди або трохи більше. Розрахунок продуктивності обраної дробарки ведеться на ширину розвантажувальної щілини з урахуванням того, що продукт дроблення завжди містить шматки руди в два-три рази більші, ніж обрана щілину. Щоб отримати продукт крупністю - 20 мм, потрібно вибирати конусну дробарку з розвантажувальної щілиною 8-10 мм. З невеликим допущенням можна вважати, що продуктивність дробарок прямо пропорційна ширині розвантажувальної щілини.
Дробарки для невеликих фабрик вибирають в розрахунку на роботу в одну зміну, для фабрик середньої продуктивності - в дві, для великих фабрик, коли на стадіях середнього і дрібного дроблення встановлено кілька дробарок, - в три зміни (по шість годин).
Якщо при мінімальній ширині пасти, що відповідає розміру шматків руди, щокові дробарка може дати необхідну продуктивність за одну зміну, а конічна буде недогружать, то вибирають щековую дробарку. Якщо ж конічна дробарка при розмірі завантажувального щілини, що дорівнює розміру найбільших шматків руди, забезпечена роботою на одну зміну, то перевага повинна бути віддана конічної дробарці.
У рудної промисловості валки встановлюють рідко, вони витіснені короткоконуснимі дробарками. Для дроблення м'яких, наприклад марганцевих руд, а також вугілля застосовують зубчасті валки.
за останні роки відносно широке поширення набувають дробарки ударної дії, Основна перевага яких - велика ступінь подрібнення (до 30) і селективність дроблення в силу розколювання шматків руди по площинах зрощення мінералів і по найбільш слабких місць. У табл. 69 наведені порівняльні дані ударних і щекових дробарок.
Ударні дробарки встановлюють для підготовки матеріалу в металургійних цехах (дроблення вапняку, ртутних руд для процесу випалу і ін.). Механобр випробуваний дослідний зразок розробленої HM конструкції інерційної дробарки з 1000 об / хв, що забезпечує ступінь дроблення близько 40 і дає можливість виробляти дрібне дроблення з великим виходом тонких фракцій. Дробарка з діаметром конуса 600 мм буде пущена в серійне виробництво. Спільно З Уралмашзавод проектується зразок дробарки з діаметром конуса 1650 мм.
Подрібнення як сухе, так і мокре ведуть переважно в барабанних млинах. Загальний вигляд млинів з торцевої розвантаженням показаний на рис. 2. Розміри барабанних млинів визначають як добуток DxL, де D - діаметр барабана, L - довжина барабана.
обсяг млини
Коротка характеристика млинів дана в табл. 70.
Продуктивність млина в вагових одиницях продукту певної крупності або класу на одиницю об'єму в одиницю часу називають питомою продуктивністю. Вона зазвичай дається в тоннах на 1 м3 на годину (або добу). Ho ефективність роботи млинів можна висловити і в інших одиницях, наприклад в тоннах готового продукту на кВт * год або в кВт * год (витрата енергії) на тонну готового продукту. Останнє використовують найчастіше.
Потужність, споживана млином, складається з двох величин: W1 - потужності, споживаної млином на холостий хід, без завантаження дробить середовищем і рудою; W2 - потужності на підйом і обертання навантаження. W2 - продуктивна потужність - витрачається на подрібнення і пов'язані з ним втрати енергії.
Загальний витрата потужності
Чим менше відношення W1 / W, т. Е. Чим більше відносна величина W2 / W, тим ефективніше робота млини і менше витрата енергії на тонну руди; W / T, де T - продуктивність млина. Найбільша продуктивність млина в даних умовах відповідає максимуму споживаної млином потужності. Так як теорія дії млинів недостатньо розроблена, то в найкращому робочому стані млини знаходять дослідним шляхом або визначають на підставі практичних даних, які часом суперечливі.
Питома продуктивність млинів залежить від наступних факторів.
Швидкість обертання барабана млина. При обертанні млина кулі або стрижні під впливом відцентрової сили
mv2 / R \u003d mπ2Rn2 / 30,
де m - маса кулі;
R - радіус обертання кулі;
n - число оборотів в хвилину,
притискаються до стінки барабана і при відсутності ковзання піднімаються зі стінкою на деяку висоту, поки не відірвуться від стінки під впливом сили тяжіння mg і не полетять вниз по параболі, а потім впадуть на стінку барабана з рудою і при ударі зроблять роботу дроблення. Ho можна дати таке число оборотів, що кулі He відірвуться від стінки (mv2 / R\u003e mg), і почнуть обертатися разом з нею.
Мінімальну швидкість обертання, при якій кулі (при відсутності ковзання) не відривати від стінки, називають критичною швидкістю, відповідне число обертів - критичним числом обертів nкр. У підручниках можна знайти, що
де D - внутрішній діаметр барабана;
d - діаметр кулі;
h - товщина футерування.
Робочу швидкість обертання млина зазвичай визначають у відсотках від критичної. Як видно з рис. 3, споживана млином потужність зростає зі збільшенням швидкості обертання за межі критичної. Відповідно повинна зростати і продуктивність млина. При роботі зі швидкістю вище критичної в млині з гладкою футеровкою швидкість руху барабана млина вище, ніж швидкість руху прилеглих до поверхні барабана куль: кулі ковзають по стінці, обертаючись навколо своєї осі, стирається і розчавлюють руду. При футеровке з ліфтерами і відсутності ковзання максимум споживання потужності (і продуктивності) зсувається в бік менших швидкостей обертання.
У сучасній практиці найбільш поширені млини зі швидкістю обертання 75-80% від критичної. За новітніми даними практики, в зв'язку з підвищенням цін на сталь, ставлять млини з більш низькою швидкістю (тихохідні). Так, на найбільшій молибденовой фабриці Клаймакс (США) млини 3,9х3,6 M з мотором 1000 л. с. працюють при швидкості 65% від критичної; на новій фабриці «Pima» (США) швидкість обертання стрижневий млини (3,2x3,96 / 1) і кульових (3,05x3,6 м) становить 63% від критичної; на фабриці Теннессі (США) нова кульова млин має швидкість 59% від критичної, а стрижнева працює на незвично високою для стрижневих млинів швидкості - 76% від критичної. Як видно на рис. 3, підвищення швидкості до 200-300% може забезпечити підвищення продуктивності млинів в кілька разів при їх незмінному обсязі, але для цього буде потрібно конструктивне удосконалення млинів, зокрема підшипників, видалення улітковий живильників і ін.
Дроблять середу. Для подрібнення в млинах застосовують стрижні з марганцовістойсталі, ковані або литі сталеві або леговані чавунні кулі, рудну або кварцову гальку. Як видно на рис. 3, чим вище питома вага дробить середовища, тим вища продуктивність млина і тим нижче витрата енергії на тонну руди. Чим нижче питома вага куль, тим вище повинна бути швидкість обертання млина для досягнення тієї ж продуктивності.
Розмір дроблять тел (dш) залежить від крупності харчування млини (dр) і її діаметра D. Орієнтовно має бути:
Чим дрібніше харчування, тим дрібніше можна застосовувати кулі. У практиці відомі наступні розміри куль: для руди 25-40 мм \u003d 100, рідше, для твердих руд - 125 мм, а для м'яких - 75 мм; для руди - 10-15 мм \u003d 50-65 мм; в другій стадії подрібнення при харчуванні розміром 3 мм dш \u003d 40 мм і в другому циклі при харчуванні розміром 1 мм dш \u003d 25-30 мм; на доізмельченіі концентратів або промпродуктов застосовують кулі не крупніше 20 мм або гальку (рудню або кварцову) - 100 + 50 мм.
У стрижневих млинах діаметр стрижнів зазвичай 75-100 мм. Необхідний обсяг дробить середовища залежить від швидкості обертання млина, методу її розвантаження і характеру продуктів. Зазвичай при швидкості обертання млина 75-80% від критичної завантаження заповнює 40-50% обсягу млини. Однак в деяких випадках зниження завантаження куль більш ефективно не тільки з економічної, але і з технологічної точки зору - забезпечує більш селективну подрібнення без шламообразованія. Так, в 1953 р на фабриці Коппер Хілл (США) обсяг завантаження куль був знижений з 45 до 29%, в результаті чого продуктивність млина збільшилася з 2130 до 2250 т, витрата стали знизився з 0,51 до 0,42 кг / т ; вміст міді в хвостах знизилося з 0,08 до 0,062% внаслідок кращого селективного подрібнення сульфідів і зниження переізмельченія порожньої породи.
Справа в тому, що при швидкості обертання млина 60-65% від критичної в млині з центральною розвантаженням при невеликому обсязі кульової завантаження створюється відносно спокійний дзеркало рухається до розвантаження потоку пульпи, яка не взмучиваєтся кулями. З цього потоку великі і важкі частинки руди швидко осідають в зону, заповнену кулями, і подрібнюються, а тонкі і великі легкі частинки залишаються в потоці і розвантажуються, не встигаючи переізмельчается. При завантаженні ж до 50% від обсягу млини вся пульпа перемішується з кулями і тонкі частинки переізмельчается.
Метод розвантаження млина. Зазвичай млини розвантажуються з торця, протилежного завантажувальному (за рідкісним винятком). Розвантаження може бути високою - в центрі торця (центральна розвантаження) через порожнисту цапфу, або низькою - через ґрати, вставлену в млин з розвантажувального кінця, причому пульпа, що пройшла через ґрати, піднімається ліфтерами і також розвантажується через порожнисту цапфу. У цьому випадку частина обсягу млини, зайнята гратами і ліфтерами (до 10% обсягу), не використовується для подрібнення.
Млин з центральною розвантаженням до рівня зливу заповнена пульпою з уд. вагою Δ. Кулі з уд. вагою б в такий пульпі легшають на уд. вага. пульпи: δ-Δ. т. е. їх дроблять дію зменшується і тим більше, чим менше δ. У млинах з низькою розвантаженням падаючі пари не занурюються в пульпу, тому дроблять дію їх більше.
Отже, продуктивність млинів з гратами більше в δ / δ-Δ раз, т. Е. При сталевих кулях - приблизно на 15-20%, при подрібненні рудної або кварцовою галькою - на 30-40%. Так, при переході з центральної розвантаження на розвантаження через решітку продуктивність млинів збільшилася на фабриці Касл Доум (США) на 12%, на Кіровської - на 20%, на Миргалимсайскому - на 18%.
Це положення вірне тільки при великому подрібненні або подрібненні в одну стадію. При тонкому подрібненні на дрібному харчуванні, наприклад при другій стадії подрібнення, втрата ваги дробить тіла має менше значення і основна перевага млинів з гратами зникає, а їх недоліки - неповне використання обсягу, високий витрата стали, висока вартість ремонту - залишаються, що змушує віддати перевагу млинів з центральною розвантаженням. Так, випробування на Балхашської фабриці дали результати не на користь млинів з гратами; на фабриці Теннессі (США) збільшення діаметра розвантажувальної цапфи не дало кращих результатів; на фабриці Тулсіква (Канада) при видаленні решітки і збільшенні за рахунок цього обсягу млини продуктивність залишилася та ж, а вартість ремонтів і витрати стали знизилися. У більшості випадків не доцільно ставити млини з гратами на другій стадії подрібнення, коли робота стиранням і роздавлюванням ефективніше (швидкість обертання 60-65% від критичної), ніж робота ударом (швидкість 75-80% від критичної).
Футеровка млинів. Різні типи футеровок показані на рис. 4.
При подрібненні стиранням і при швидкостях вище критичної доцільні гладкі футерування; при подрібненні ударом - футерування з ліфтерами. Простий і економічною по витраті стали є футеровка, показана на рис. 4, ж: проміжки між сталевими брусками над дерев'яними рейками забиті дрібними кульками, які, виступаючи, оберігають сталеві бруски від зносу. Продуктивність млинів тим вище, чим тонше і ізносоустойчивєє футерування.
В процес роботи кулі зношуються і зменшуються в розмірі, тому млини довантажують кулями одного більшого розміру. У млині циліндричної форми великі кулі перекочуються до розвантажувального кінця, тому ефективність їх використання знижується. Як показали випробування, при усуненні перекочування великих куль до розвантаження підвищується продуктивність млина на 6%. Для усунення переміщення куль запропоновані різні футеровки - ступінчаста (рис. 4, з), спіральна (рис. 4, і) і ін.
У разгрузочном кінці стрижневих млинів великі шматки руди, потрапляючи між стрижнями, порушують їх паралельне розташування під час перекочування по поверхні завантаження. Для усунення цього футеровке надають форму конуса, потовщуючи її до розвантажувального кінця.
Розмір млинів. У міру збільшення кількості переробляються руд зростають розміри млинів. Якщо в тридцятих роках найбільші млини мали розміри 2,7х3,6 м, встановлені на Балхашської і Среднеуральской фабриках, то в наразі виготовляють стрижневі млини 3,5х3,65, 3,5х4,8 м, кульові 4х3,6 м, 3,6x4,2 м, 3,6x4,9, 4x4,8 м та ін. Сучасні стрижневі млини пропускають у відкритому циклі до 9000 т руди на добу.
Витрата потужності і питома продуктивність Туд є показовою функцією від n - швидкості обертання, вираженою у відсотках від критичної nк:
де n - число обертів млина;
D - діаметр млини, k2 \u003d T / 42,4;
K1 - коефіцієнт, що залежить від розмірів млини і визначається експериментально;
звідси
T - дійсна продуктивність млина пропорційна її об'єму і рівна питомій продуктивності, помноженої на обсяг млини:
За дослідам в Оутокумпу (Фінляндія), m \u003d 1,4, на фабриці Сулліван (Канада) при роботі на стрижневий млині m \u003d 1,5. Якщо прийняти m \u003d 1,4, то
T \u003d k4 n1,4 * D2,7 L.
При однаковому числі оборотів продуктивність млинів прямо пропорційна L, а при однаковій швидкості у відсотках від критичної - пропорційна D2L.
Отже, вигідніше збільшувати діаметр млинів, а не довжину. Тому у кульових млинів діаметр зазвичай більше довжини. При дробленні ударом в млинах більшого діаметру, футеровка яких з ліфтерами, при підйомі куль на велику висоту кінетична енергія куль більше, тому ефективність їх використання вище. Можна завантажувати і більш дрібні кульки, що збільшить їх число і продуктивність млина. Значить, продуктивність млинів з дрібними кульками при однаковій швидкості обертання зростає швидше, ніж D2.
При розрахунках часто приймають, що продуктивність зростає пропорційно D2,5, що перебільшено.
Питома витрата енергії (кВт * год / т) менше в силу того, що зменшується відношення W1 / W, т. Е. Відносний витрата енергії на холостий хід.
Млини вибирають за питомою продуктивності на одиницю об'єму млина, по певному класу крупності в одиницю часу або за питомою витраті енергії на тонну руди.
Питому продуктивність визначають експериментально на дослідній млині або за аналогією на підставі даних практики роботи фабрик при таких же по твердості рудах.
При крупності харчування - 25 мм і подрібненні приблизно до 60-70% - 0,074 мм необхідний обсяг млинів складає близько 0,02 м3 на тонну добової продуктивності по руді або близько 35 обсягу млини о 24 годині по класу - 0,074 мм для руд Золотушінского, Зиряновська . Джезказганского, Алмаликський, Коджаранского, Алтин-Топканского та інших родовищ. За магнетитовим кварцитів - 28 і / добу на 1 м3 обсягу млини по класу - 0,074 мм. Стрижневі млини при подрібненні до - 2 мм або до 20% - 0,074 мм пропускають 85-100 т / м3, а при більш м'яких рудах (Оленегорском фабрика) - до 200 м3 / добу.
Витрата енергії при подрібненні на тонну - 0,074 мм складає 12-16 кВт * год / т, витрата футерування 0,01 кг / т при нікелевої стали і млинах Діаметром понад 0,3 ж і до 0,25 / сг / г при марганцовістойсталі в менших млинах. Витрата куль і стрижнів близько 1 кг / т при м'яких рудах або великому помелі (близько 50% -0,74 мм); для руд середньої твердості 1,6-1,7 кг / т, для твердих руд і тонкому помелі до 2-2,5 кг / т; витрата чавунних куль в 1,5-2 рази вище.
Сухе подрібнення застосовують при приготуванні вугільного пилоподібного палива в цементній промисловості і рідше - при подрібненні руд, зокрема золотовмісних, уранових і ін. В цьому випадку подрібнення проводиться в замкнутому циклі з пневматичної класифікацією (рис. 5).
У рудної промисловості за останні роки для сухого подрібнення стали застосовувати короткі млини великого (до 8,5 м) діаметру з повітряної класифікацією, причому в якості дробить і подрібнювальної середовища використовується руда в тому вигляді, в якому вона виходить з рудника - розміром до 900 мм . Руда розміром 300-900 мм відразу в одну стадію подрібнюється до 70-80% - 0,074 мм.
Таким методом подрібнюють золоті руди на фабриці Ренда (Південна Африка); на фабриках Мессіна (Африка) і Гольдстрім (Канада) подрібнюють сульфідні руди до флотаційного крупності - 85% - 0,074 мм. Вартість подрібнення в таких млинах нижче, ніж в кульових, при цьому вартість класифікації становить половину всіх витрат.
На золотоізвлекательних і уранових фабриках при використанні таких млинів вдається уникнути забруднення металевим залізом (стирання куль і футерівки); залізо, поглинаючи кисень або кислоту, погіршує витяг золота і підвищує витрата кислоти при вилуговування уранових руд.
Селективне подрібнення більш важких мінералів (сульфідів і ін.) І відсутність шламообразованія веде до поліпшення показовий вилучення металів, до підвищення швидкості осадження при згущенні і швидкості фільтрації (на 25% в порівнянні з подрібненням в кульових млинах з класифікацією).
Подальший розвиток подрібнювального обладнання, мабуть, піде по шляху створення відцентрових кульових млинів, що виконують одночасно і роль класифікатора або працюють в замкнутому циклі з класифікаторами (відцентровими), як і існуючі млини.
Подрібнення в вібраційних млинах відноситься до області надтонкого подрібнення (фарби та ін.). Застосування їх для подрібнення руд He вийшло зі стадії експерименту; найбільший обсяг випробуваних Бібромельніц становить близько 1 м3.
Мідь може проводитися в якості основного продукту або в якості спільного продукту, золота, свинцю, цинку і срібла. Вона видобувається в Північному і Південному півкулі і, в першу чергу, споживаної в Північному півкулі з США в якості основного виробника і споживача.
Мідний завод з переробки переробляє міді з металевої руди і брухту міді. Провідними споживачами міді є дротяні стани і мідні млини, які використовують мідь для виробництва мідного дроту і т.д. Кінець використання міді включає будівельні матеріали, електронні продукти, транспорт і обладнання.
Мідь добувається в кар'єрах і під землею. Руди, як правило, містить менше 1% міді і часто асоціюється з сульфідними мінералами. Руда подрібнюється, зосередиться, і суспендують з води і хімічних реагентів. Продувки повітря через суміш надає міді, заподіють його плавати в верхній частині шламу.
Дробильний комплекс для мідної руди
Великі сировини мідної руди подаються в щічної дробарки мідної руди, рівномірно і поступово, шляхом вібраційного живильника через бункер для первинного дроблення мідної руди. Після того як розлучилися, роздавлені частини мідної руди, які можуть зустрітися стандарт і буде взятий у вигляді кінцевого продукту.
Після першого дроблення, матеріал буде переданий в мідної руди роторну дробарку, конусну дробарку мідної руди, конвеєр для вторинного дроблення. Потім подрібнені матеріали передані вібросито для відділення. Остаточні продукції мідної руди будуть забрані, а інші мідної руди частини будуть повернуті мідної руди роторної дробарки, утворюючи замкнутий контур.
Розміри кінцевого продукту мідної руди можуть бути об'єднані і оцінюються відповідно до вимоги замовників. Ми також можемо обладнати системи золовидалення для захисту навколишнього середовища.
Млиновий комплекс для мідної руди
Після первинної та вторинної переробки у виробничій лінії мідної руди, вона може потрапити в наступний етап для подрібнення мідної руди. Остаточний порошок мідної руди, вироблений Зеніт мідної руди млинове обладнання, як правило, містить менше 1% міді, в той час як сульфідні руди переїхали в збагачувальний етап, в той час як окислені руди використовуються для ємностей вилуговування.
Найбільш популярні мірошницькі обладнання мідної руди - кульові млини. Кульова млин грає важливу роль в мідної руди процесі подрібнення. Зеніт кульова млин є ефективним інструментом для помелу мідної руди в порошок. Є два способи подрібнення: сухий процес і мокрий процес. Його можна розділити на табличний тип і проточний тип відповідно до різними формами вивантаження матеріалу. Кульова Млин є вирішальним обладнанням для подрібнення після того, як матеріали щебінь. Це ефективний інструмент для подрібнення я різних матеріалів в порошок.
Це може бути також використовувати млини, такі як МТW Європейського типу трапеціедально млини, Млини надтонкого помелу XZM, MCF млини для грубого помелу порошку, вертикальні млини і т.д.
Мідна руда має різний склад, що впливає на її якісні характеристики та визначає вибір способу збагачення вихідної сировини. У складі породи можуть домінувати сульфіди, окислена мідь, а також бути присутнім змішане кількість компонентів. При цьому щодо руди, що видобувається в РФ, використовується метод флотаційного збагачення.
Обробка сульфідної мідної руди вкрапленого і суцільного типу, в складі якої міститься не більше чверті окисленої міді, в Росії здійснюється на збагачувальних фабриках:
- Балхашської;
- Джезказганской;
- Среднеуральской;
- Красноуральской.
Технологія обробки сировини вибирається відповідно до типу вихідного матеріалу.
Робота з вкрапленнями рудами передбачає витяг сульфідів з породи і їх переміщення в збіднені концентрати з використанням хімічних сполук: Вспениватель, вуглеводнів і ксантата. Первинно використовується досить грубе подрібнення породи. Після обробки бідний концентрат і промпродукти проходять додатковий процес подрібнення і перечистки. В ході обробки відбувається звільнення міді від зростків з піритом, кварцом і іншими мінералами.
Однорідність порфірованой руди, що надходить на обробку, забезпечує можливість її флотації на великих збагачувальних підприємствах. Високий рівень продуктивності дозволяє домогтися зниження вартості процедури збагачення, а також приймати в обробку руду з невисоким вмістом міді (до 0.5%).
Схеми процесу флотації
Сам процес флотації будується по декількох базових схем, кожна з яких відрізняється як рівнем складності, так і затратностью. Найбільш проста (дешева) схема передбачає перехід до відкритого циклу обробки руди (на 3-й стадії дроблення), подрібнення руди в рамках однієї стадії, а також проведення процедури подальшого доізмельченія з отриманням результату в 0.074 мм.
В процесі флотації пірит, що міститься в руді, піддають депрессірованію, залишаючи в концентратах достатній рівень сірки, необхідний для подальшого виробництва шлаку (штейну). Для проведення депресії використовується розчин вапна або ціаніду.
Суцільні сульфідні руди (мідисті пірит) відрізняються наявністю значною кількістю медесодержащими мінералів (сульфатів) і піриту. Сульфіди міді утворюють на піриті тонкі плівки (Ковеллин), при цьому, зважаючи на складність хімічного складу флотируемого такої руди дещо знижується. Для ефективного процесу збагачення потрібно проводити ретельне подрібнення породи з метою полегшення виходу мідних сульфідів. Звертає на себе увагу, що в цілому ряді випадків проведення ретельного подрібнення позбавлене економічної доцільності. Мова йде про ситуації, коли піритні концентрат, підданий процесу випалу, використовується в доменній плавці з метою вилучення дорогоцінних металів.
Флотація проводиться при створенні лужного середовища високої концентрації. В процесі використовуються в заданих пропорціях:
- вапно;
- ксантат;
- флотмасло.
Процедура є досить енергоємною (до 35 квт ч / т), що збільшує виробничі витрати.
Відрізняється складністю і процес подрібнення руди. В рамках його проведення передбачається багатоступенева і багатостадійна обробка вихідного матеріалу.
Збагачення руди проміжного типу
Переробка руди з вмістом сульфідів до 50% за технологією схожа з збагаченням суцільний сульфідної руди. Відмінність складає лише ступінь її подрібнення. У обробку приймається матеріал більш грубою фракції. Крім того, для відділення піриту не потрібно підготовки середовища з настільки високим вмістом лугу.
На Пишмінской збагачувальній фабриці практикується проведення колективної флотації з подальшою селективної обробкою. Технологія дозволяє використовувати 0.6% руду для отримання 27% мідного концентрату з подальшим витяганням понад 91% міді. Роботи проводяться в лужному середовищі з різним рівнем інтенсивності на кожному етапі. Схема обробки дозволяє знизити витрати реагентів.
Технологія комбінованих методів збагачення
Варто звернути увагу, що руда з низьким вмістом домішок глини і гідроксиду заліза, якісніше піддається процесу збагачення. Метод флотації дозволяє витягувати з неї до 85% міді. Якщо говорити про наполегливих рудах, то ефективність набуває використання більш дорогих комбінованих методів збагачення, наприклад, технології В. Мостовича. Її застосування відрізняється актуальністю для російської промисловості, так як кількість наполегливої \u200b\u200bруди становить вагому частину загального видобутку медесодержащими руди.
Технологічний процес передбачає дроблення сировини (розмір фракцій до 6 мм) з подальшим зануренням матеріалу в розчин сірчаної кислоти. Це дозволяє відокремити пісок і шлам, а вільної міді перейти в розчин. Пісок промивається, вилуговується, проганяється через класифікатор, подрібнюється і піддається флотації. Розчин міді з'єднується зі шламом, а потім піддається вилуговування, цементації і флотації.
В роботі за методом Мостовича застосовується сірчана кислота, а також ті, що облягають компоненти. Використання технології виявляється більш витратним, в порівнянні з роботою за схемою стандартної флотації.
Кілька скоротити витрати дозволяє використання альтернативної схеми Мостовича, яка передбачає відновлення міді з оксиду з проведенням флотації після дроблення руди, підданої термічній обробці. Здешевити технологію дозволяє використання недорогого палива.
Флотація мідно-цинкової руди
Відрізняється трудомісткістю процес флотірованія мідно-цинкової руди. складнощі пояснюються хімічними реакціями, Що відбуваються з багатокомпонентним сировиною. Якщо з первинної сульфідної мідно-цинкової рудою справа йде трохи простіше, то ситуація, коли обмінні реакції почалися з рудою вже в самому родовищі, здатна ускладнити процес збагачення. Проведення селективної флотації, коли в руді присутній розчинена мідь і плівки кавелліна, може стати неможливою. Найчастіше така картина виникає з рудою, видобутої з верхніх горизонтів.
У справі збагачення уральської руди, досить бідною за змістом міді і цинку, ефективно застосовується технологія як селективної, так і колективної флотації. При цьому метод комбінованої обробки руди і схема коллектівноселектівного збагачення все частіше використовується на провідних підприємствах галузі.
Власники патенту RU 2418872:
Винахід відноситься до металургії міді, а саме до способів переробки змішаних (сульфидно-окислених) мідних руд, а також промпродуктов, хвостів і шлаків, що містять окислені і сульфідні мінерали міді. Спосіб переробки змішаних мідних руд включає дроблення і подрібнення руди. Потім ведуть вилуговування подрібненої руди розчином сірчаної кислоти з концентрацією 10-40 г / дм 3 при перемішуванні, зміст твердої фази 10-70%, тривалості 10-60 хвилин. Після вилуговування проводять зневоднення і промивку кеку вилуговування руди. Потім об'єднують рідку фазу вилуговування руди з промивними водами і звільняють об'єднаний медьсодержащий розчин від твердих суспензій. З медьсодержащего розчину витягають мідь з отриманням катодного міді. З кеку вилуговування ведуть флотацию мідних мінералів при значенні рН 2,0-6,0 з отриманням флотаційного концентрату. Технічний результат полягає в підвищенні вилучення міді з руди в товарні продукти, зниженні витрат реагентів на флотацію, підвищенні швидкості флотації, зниженні витрат на подрібнення. 7 з.п. ф-ли, 1 мул., 1 табл.
Винахід відноситься до металургії міді, а саме до способів переробки змішаних (сульфидно-окислених) мідних руд, а також промпродуктов, хвостів і шлаків, що містять окислені і сульфідні мінерали міді, а також може бути використано для переробки мінеральних продуктів інших кольорових металів.
Переробка мідних руд ведеться із застосуванням вилуговування або флотаційного збагачення, а також за комбінованими технологіями. Світова практика переробки мідних руд показує, що ступінь їх окислення є головним фактором, що впливає на вибір технологічних схем і визначальним технологічні і техніко-економічні показники переробки руди.
Для переробки змішаних руд розроблені і застосовуються технологічні схеми, що розрізняються використовуваними методами вилучення металу з руди, методами вилучення металу з розчинів вилуговування, послідовністю методів вилучення, способами поділом твердої і рідкої фаз, організацією потоків фаз і правилами компонування операцій. Сукупність і послідовність методів в технологічній схемі визначається в кожному конкретному випадку і залежить, в першу чергу, від мінеральних форм знаходження міді в руді, вміст міді в руді, складу і природи вміщають мінералів і порід руди.
Відомий спосіб отримання міді, що полягає в сухому дробленні руди до крупності 2, 4, 6 мм, вилуговування з класифікацією, яку треба буде флотацией зернистої частини руди і осадженням шламової фракції мідного концентрату губчастим залізом з шламового частини руди (а.с. СРСР N 45572, В03В 7/00, 31.01.36).
Недоліком способу є невисока витяг міді та якість мідного продукту, для підвищення якого потрібні додаткові операції.
Відомий спосіб отримання металів, що полягає в подрібненні вихідного матеріалу до крупності фракцій, що перевищує крупність фракцій, необхідної для флотації, вилуговування сірчаною кислотою в присутності залізного скарбу з подальшим направленням твердих залишків для флотації обложеної на залізному скарбі міді (DE 2602849 В1, С22В 3/02 , 30.12.80).
Відомий аналогічний спосіб переробки наполегливих окислених мідних руд професора Мостовича (Митрофанов С.І. та ін. Комбіновані процеси переробки руд кольорових металів, М., Недра, 1984, стор.50), що полягає в вилуговуванні окислених мідних мінералів кислотою, цементації міді з розчину залізним порошком, флотації цементної міді з кислого розчину з отриманням мідного концентрату. Спосіб застосований для переробки наполегливих окислених руд Кальмакірского родовища на Алмаликський гірничо-металургійному комбінаті.
Недоліками цих способів є висока вартість реалізації в зв'язку з використанням залізного скарбу, який вступає в реакцію з кислотою, при цьому збільшується витрата як сірчаної кислоти, так і залізного скарбу; низьке витяг міді цементацией залізним скарбом і флотацією цементних частинок. Спосіб не застосуємо для переробки змішаних руд і флотаційного виділення сульфідних мідних мінералів.
Найбільш близьким до заявленого способу за технічною суттю є спосіб переробки сульфідно-окислених мідних руд (Патент РФ №2337159 пріоритет 16.04.2007), що включає дроблення і подрібнення руди до крупності 1,0-4,0 мм, вилуговування протягом 0,5- 2,0 годин подрібненої руди розчином сірчаної кислоти концентрацією 10-40 г / дм 3 при перемішуванні, зміст твердої фази 50-70%, зневоднення і промивку кеку вилуговування, його подрібнення, об'єднання рідкої фази вилуговування руди з промивними водами кеку вилуговування руди, звільнення від твердих суспензій і витяг міді з медьсодержащего розчину з отриманням катодного міді і флотацію мідних мінералів з подрібненого кеку вилуговування в лужному середовищі з реагентом-регулятором з отриманням флотаційного концентрату.
Недоліками способу є велика витрата реагентів-регуляторів середовища для проведення флотації в лужному середовищі, недостатньо високе вилучення міді при флотації через оксидних мідних мінералів, що надходять після вилуговування великих частинок, екранування мінералів міді реагентом-регулятором середовища, велика витрата збирачів для флотації.
У винаході досягається технічний результат, що полягає в підвищенні вилучення міді з руди в товарні продукти, зниженні витрат реагентів на флотацію, підвищенні швидкості флотації, зниженні витрат на подрібнення.
Зазначений технічний результат досягається способом переробки змішаних мідних руд, що включає дроблення і подрібнення руди, вилуговування подрібненої руди розчином сірчаної кислоти концентрацією 10-40 г / дм 3 при перемішуванні, зміст твердої фази 10-70%, тривалістю 10-60 хвилин, зневоднення і промивання кеку вилуговування руди, об'єднання рідкої фази вилуговування руди з промивними водами кеку вилуговування, звільнення об'єднаного медьсодержащего розчину від твердих суспензій, витяг міді з медьсодержащего розчину з отриманням катодного міді і флотацію мідних мінералів з кеку вилуговування при значенні рН 2,0-6,0 з отриманням флотаційного концентрату.
Окремі випадки використання винаходу характеризуються тим, що подрібнення руди ведуть до крупності складової від 50-100% класу мінус 0,1 мм до 50-70% класу мінус 0,074 мм.
Також промивку кеку вилуговування здійснюють одночасно з його зневодненням шляхом фільтрування.
Крім того, об'єднаний медьсодержащий розчин звільняють від твердих суспензій висвітленням.
Переважно флотацию проводять з використанням декількох з наступних збирачів: ксантогенат, діетилдитіокарбамат натрію, дітіофосфат натрію, аерофлот, соснове масло.
Також витяг міді з медьсодержащего розчину проводять методом рідинної екстракції і електролізом.
Крім того, рафінат екстракції, що утворюється при рідинної екстракції, використовують для вилуговування руди і для промивання кеку вилуговування.
А також відпрацьований електроліт, що утворюється при електролізі, використовують для вилуговування руди і для промивання кеку вилуговування.
Швидкість і ефективність вилуговування мінералів міді з руди залежить від крупності частинок руди: чим менше крупність частинок, тим мінерали більш доступні для вилуговування, швидше і в більшій мірі розчиняються. Для вилуговування подрібнення руди здійснюється до крупності трохи більше, ніж для флотаційного збагачення, тобто від 50-100% класу мінус 0,1 мм, до 50-70% класу мінус 0,074 мм, так як після вилуговування розмір часток зменшується. Зміст класу крупності при подрібненні руди залежить від мінерального складу руди, зокрема від ступеня окислення мінералів міді.
Після вилуговування руди здійснюється флотация мінералів міді, ефективність якої також залежить від крупності частинок - погано флотируются великі частки і найдрібніші частинки - шлами. При вилуговуванні подрібненої руди шламові частинки повністю вилуговуються, а найбільш великі зменшуються в розмірах, в результаті крупність частинок без проведення додаткового подрібнення відповідає крупності матеріалу необхідної для ефективної флотації частинок мінералів.
Перемішування при вилуговуванні подрібненої руди забезпечує підвищення швидкості масообмінних фізико-хімічних процесів, при цьому збільшується витяг міді в розчин і зменшується тривалість процесу.
Вилуговування подрібненої руди ефективно проводиться при утриманні твердої фази від 10 до 70%. Збільшення вмісту руди при вилуговуванні до 70% дозволяє підвищити продуктивність процесу, концентрацію сірчаної кислоти, створює умови для тертя частинок між собою і їх подрібнення, а також дозволяє зменшити обсяг апаратів для вилуговування. Вилуговування при високому вмісті руди призводить до високої концентрації міді в розчині, що знижує рушійну силу розчинення мінералів і швидкість вилуговування, в порівнянні з вилуговуванням при низькому вмісті твердої фази.
Вилуговування руди крупністю мінус 0,1-0,074 мм розчином сірчаної кислоти концентрацією 10-40 г / дм 3 протягом 10-60 хвилин дозволяє отримати високе вилучення міді з окислених мінералів і вторинних сульфідів міді. Швидкість розчинення окислених мінералів міді в розчині сірчаної кислоти концентрації 10-40 г / дм 3 висока. Після вилуговування подрібненої змішаної мідної руди тривалістю 5-10 хвилин зміст труднофлотіруемих окислених мінералів в руді значно знижується і становить менше 30%, таким чином вона переходить в технологічний сорт сульфидная. Витяг мінералів міді, що залишилися в кеке вилуговування, можна виробляти в режимі флотації сульфідних мінералів. В результаті сірчанокислотного вилуговування подрібненої змішаної мідної руди практично повністю розчиняються окислені мінерали міді і до 60% вторинні сульфіди міді. Зміст міді в кеке вилуговування і навантаження на флотационное збагачення кеку вилуговування значно знижуються і відповідно знижується і витрата флотореагентов - збирачів.
Попередня сернокислотная обробка сульфидно-окислених мідних руд дозволяє не тільки видалити труднофлотіруемие окислені мінерали міді, а й очистити поверхню сульфідних мінералів від оксидів і гідроксиди заліза, змінити склад поверхневого шару таким чином, що флотируемого мінералів міді підвищується. Методом рентгенівської фотоелектронної спектроскопії встановлено, що в результаті кислотною обробки сульфідів міді відбувається зміна елементного і фазового складу поверхні мінералів, що впливає на їх флотационное поведінку - вміст сірки підвищується в 1,44 рази, міді в 4 рази, а вміст заліза знижується в 1,6 рази. Співвідношення фаз сірки на поверхні після кислотною обробки вторинних сульфідів міді істотно змінюється: частка елементної сірки зростає з 10 до 24% від загальної сірки, частка сульфатної сірки - з 14 до 25% (див. Креслення: спектри сірки S2p (тип гібридизації електронних орбіталей, характеризується певною енергією зв'язку) поверхні сульфідів міді, А - без обробки, Б - після кислотною обробки, 1 і 2 - сірка в сульфіду, 3 - елементна сірка, 4, 5 - сірка в сульфатах). З урахуванням підвищення загальної сірки на поверхні мінералів зміст елементної сірки зростає в 3,5 рази, сульфатної сірки в 2,6 рази. Дослідження складу поверхні також показують, що в результаті кислотною обробки вміст оксиду заліза Fе 2 О 3 на поверхні знижується і збільшується вміст сульфату заліза, знижується вміст сульфіду міді Cu 2 S і зростає вміст сульфату міді.
Таким чином, при вилуговуванні подрібненої змішаної мідної руди відбувається зміна складу поверхні сульфідних мінералів міді, що впливає на їх флотаційні якості, зокрема:
Підвищується вміст на поверхні сульфідних мінералів міді елементної сірки, яка має гідрофобні властивості, що дозволяє знизити витрату збирачів для флотації мідних сульфідних мінералів;
Поверхня мінералів міді очищається від оксидів і гидрооксидов заліза, що екранують поверхню мінералів, тому зменшується взаємодія мінералів з збирачем.
Для подальшої переробки продуктів вилуговування проводиться зневоднення кеку вилуговування, яке може бути об'єднано з промиванням кеку вилуговування, наприклад, на стрічкових фільтрах, від міститься у волозі кеку міді. Для зневоднення і промивання кеку вилуговування руди застосовується різноманітне фільтрувальне обладнання, наприклад фільтруючі центрифуги і стрічкові вакуум-фільтри, а також осаджувальні центрифуги і т.д.
Розчин вилуговування руди і промивні води кеку вилуговування руди для вилучення знаходиться в них міді об'єднуються і звільняються від твердих суспензій, так як вони погіршують умови екстракції міді і знижують якість одержуваної катодного міді, особливо при використанні процесу рідинної екстракції органічним екстрагентів. Звільнення від суспензій може здійснюватися найбільш простим способом - висвітленням, а також додатковим фільтруванням.
З освітленого медьсодержащего розчину вилуговування руди і промивання кеку вилуговування проводиться екстракція міді з отриманням катодного міді. сучасним методом вилучення міді з розчинів є метод рідинної екстракції органічним Катіонообменная екстрагентів. Використанням цього методу дозволяє селективно витягувати і концентрувати мідь в розчині. Після реекстракції міді з органічного екстрагента проводиться електроекстракціі з отриманням катодного міді.
При рідинної екстракції міді з сірчанокислих розчинів органічним екстрагентів утворюється рафінат екстракції, який містить 30-50 г / дм 3 сірчаної кислоти і 2,0-5,0 г / дм 3 міді. Для зниження витрати кислоти на вилуговування і втрат міді, а також раціонального водооборота в технологічній схемі рафінат екстракції використовують для вилуговування і для промивання кеку вилуговування. При цьому концентрація сірчаної кислоти в залишкової вологи кеку вилуговування підвищується.
При електролізі міді з очищених від домішок, наприклад заліза, і концентрованих при рідинної екстракції медьсодержащих розчинів утворюється відпрацьований електроліт, з концентрацією 150-180 г / дм 3 сірчаної кислоти і 25-40 г / дм 3 міді. Так само як і рафінат екстракції використання відпрацьованого електроліту для вилуговування і промивання кеку вилуговування дозволяє знизити витрату свіжої кислоти на вилуговування, втрати міді, і раціонально використовувати водну фазу в технологічній схемі. При використанні відпрацьованого електроліту на промивку концентрація сірчаної кислоти в залишкової вологи кеку вилуговування підвищується.
Подрібнення після вилуговування для флотаційного виділення мінералів міді не потрібно, так як в процесі вилуговування частки зменшуються в розмірах і крупність кеку вилуговування відповідає флотаційного 60-95% класу мінус 0,074 мм.
У Росії для флотаційного збагачення мідних мінералів використовують лужне середовище, що визначається переважним застосуванням в якості збирачів ксантогенатов, які, як відомо, розкладаються в кислих умовах, і, в деяких випадках, необхідністю депресії піриту. Для регулювання середовища при лужної флотації в промисловості найчастіше застосовують вапняне молоко як найбільш дешевий реагент, що дозволяє підвищити рН до сільнощелочних значень. Вступник в пульпу флотації з вапняним молоком кальцій в деякій мірі екранує поверхню мінералів, що знижує їх флотируемого, підвищує вихід продуктів збагачення і знижує їх якість.
При переробці змішаних мідних руд Удоканского родовища подрібнена руда після кислотною обробки промивається від іонів міді кислим Рафінат екстракції, відпрацьованим електролітом і водою. В результаті волога кеков вилуговування має кисле середовище. Для подальшої флотації мідних мінералів в лужних умовах необхідна промивка великою витратою води і нейтралізація великою витратою вапна, що збільшує витрати на переробку. Тому доцільно флотационное збагачення сульфідних мідних мінералів після сірчанокислотного вилуговування здійснювати в кислому середовищі, при значенні рН 2,0-6,0 з отриманням мідного концентрату і відвальних хвостів.
Дослідженнями показано, що в основний флотації мідних мінералів з кеков сірчанокислотного вилуговування при зниженні значення рН вміст міді в концентраті основний флотації поступово підвищується з 5,44% (рН 9) до 10,7% (рН 2) при зменшенні виходу з 21% до 10,71% і зниженні вилучення з 92% до 85% (таблиця 1).
| Таблиця 1 | |||||
| Приклад збагачення кеков сірчанокислотного вилуговування мідної руди Удоканского родовища при різних значеннях рН | |||||
| рН | продукти | вихід | Зміст міді,% | Витяг міді,% | |
| г | % | ||||
| 2 | Концентрат основний флотації | 19,44 | 10,71 | 10,77 | 85,07 |
| 38,88 | 21,42 | 0,66 | 10,43 | ||
| хвости | 123,18 | 67,87 | 0.09 | 4,5 | |
| вихідна руда | 181,50 | 100,00 | 1,356 | 100,00 | |
| 4 | Концентрат основний флотації | 24,50 | 12,93 | 8,90 | 87,48 |
| Концентрат контрольної флотації | 34,80 | 18,36 | 0,56 | 7,82 | |
| хвости | 130,20 | 68,71 | 0,09 | 4,70 | |
| вихідна руда | 189,50 | 100,00 | 1,32 | 100,00 | |
| 5 | Концентрат основний флотації | 32,20 | 16,51 | 8,10 | 92,25 |
| Концентрат контрольної флотації | 17,70 | 9,08 | 0,50 | 3,13 | |
| хвости | 145,10 | 74,41 | 0,09 | 4,62 | |
| вихідна руда | 195,00 | 100,00 | 1,45 | 100,00 | |
| 6 | Концентрат основний флотації | 36,70 | 18,82 | 7,12 | 92,89 |
| Концентрат контрольної флотації | 16,00 | 8,21 | 0,45 | 2,56 | |
| хвости | 142,30 | 72,97 | 0,09 | 4,55 | |
| вихідна руда | 195,00 | 100,00 | 1,44 | 100,00 | |
| 7 | Концентрат основний флотації | 35,80 | 19,02 | 6,80 | 92,40 |
| Концентрат контрольної флотації | 15,40 | 8,18 | 0,41 | 2,40 | |
| хвости | 137,00 | 72,79 | 0,10 | 5,20 | |
| вихідна руда | 188,20 | 100,00 | 1,40 | 100,00 | |
| 8 | Концентрат основний флотації | 37,60 | 19,17 | 6,44 | 92,39 |
| Концентрат контрольної флотації | 14,60 | 7,45 | 0,38 | 2,12 | |
| хвости | 143,90 | 73,38 | 0,10 | 5,49 | |
| вихідна руда | 196,10 | 100,00 | 1,34 | 100,00 | |
| 9 | Концентрат основний флотації | 42,70 | 21,46 | 5,44 | 92,26 |
| Концентрат контрольної флотації | 14,30 | 7,19 | 0,37 | 2,10 | |
| хвости | 142,00 | 71,36 | 0,10 | 5,64 | |
| вихідна руда | 199,00 | 100,00 | 1,27 | 100,00 |
При контрольної флотації чим нижче значення рН, тим вміст міді в концентраті, вихід і витяг більше. Вихід концентрату контрольної флотації в кислому середовищі великий (18,36%), з підвищенням значення рН вихід цього концентрату знижується до 7%. Витяг міді в сумарний концентрат основної та контрольної флотації у всьому діапазоні досліджених значень рН практично однаково і становить близько 95%. Витяг флотацией при більш низькому значенні рН вище в порівнянні з витяганням міді при більш високому значенні рН, що пояснюється великим виходом в концентрати в кислих умовах флотації.
Після кислотною обробки руди швидкість флотації сульфідних мідних мінералів підвищується, час основної та контрольної флотації становить всього 5 хв на відміну від часу флотації руди -15-20 хв. Швидкість флотації сульфідів міді значно більше, ніж швидкість розкладання ксантогенату при низьких значеннях рН. Кращі результати флотаційного збагачення досягаються використанням декількох збирачів з ряду бутиловий ксантогенат калію, дітіофосфат натрію, діетилдитіокарбамат натрію (ДЕДТК), аерофлот, соснове масло.
За залишкової концентрації ксантогенату після взаємодії з сульфідами міді експериментально визначено, що на поверхні мінералів, підданих кислотною обробці, ксантогенату сорбируется в 1,8 ÷ 2,6 рази менше, ніж на поверхні без обробки. Цей експериментальний факт узгоджується з даними зростання вмісту елементної сірки на поверхні сульфідів міді після кислотною обробки, що, як відомо, підвищує її гідрофобність. Дослідження пінної флотації вторинних сульфідів міді показали (автореферат дисертації «Фізико-хімічні основи комбінованої технології переробки мідних руд Удоканского родовища» Крилова Л.М. »), що сернокислотная обробка призводить до підвищення вилучення міді в концентрат на 7,2 ÷ 10,1% , виходу твердої фази на 3,3 ÷ 5,5% і змісту міді в концентраті на 0,9 ÷ 3,7%.
Винахід пояснюється прикладами реалізації способу:
Змішана мідна руда Удоканского родовища, яка містить 2,1% міді, з яких 46,2% перебувають в окислених мінералах міді, дробилася, подрібнювалася до крупності 90% класу мінус 0,1 мм, витравлюють в чані з перемішуванням при утриманні твердої фази 20% , вихідної концентрації сірчаної кислоти 20 г / дм 3 з підтримкою концентрації сірчаної кислоти на рівні 10 г / дм 3 протягом 30 хвилин. Для вилуговування використовувався рафінат екстракції і відпрацьований електроліт. Кек вилуговування зневоднювався на вакуумному фільтрі і промивали на стрічковому фільтрі Рафінат екстракції і водою.
Флотаційне збагачення кеку сірчанокислотного вилуговування проводили при рН 5,0 з використанням в якості збирачів бутилового ксантогенату калію і діетилдитіокарбамату натрію (ДЕДТК) в кількості на 16% менше, ніж для флотації подрібненого кеку вилуговування мідної руди крупністю 1-4 мм. В результаті флотаційного збагачення витяг міді в сумарний сульфідні мідний концентрат склало 95,1%. Вапно для флотаційного збагачення не використовувалася, яка при лужної флотації кеку вилуговування витрачається в кількості до 1200 г / т руди.
Рідка фаза вилуговування і промивні води об'єднувалися і осветлялись. Екстракцію міді з розчинів проводили розчином органічного екстрагента LIX 984N, електролізом міді з медьсодержащего розчину кислоти отримували катодний мідь. Наскрізне витяг міді з руди за способом склало 91,4%.
Мідна руда Чінейского родовища, яка містить 1,4% міді, в яких 54,5% перебувають в окислених мінералах міді, дробилася і подрібнювалася до крупності 50% класу мінус 0,074 мм, витравлюють в чані з перемішуванням при утриманні твердої фази 60%, вихідної концентрації сірчаної кислоти 40 г / дм 3 з використанням відпрацьованого електроліту. Пульпа вилуговування зневоднюється на вакуумному фільтрі і промивали на стрічковому фільтрі спочатку відпрацьованим електролітом і Рафінат екстракції, потім водою. Кек вилуговування без доізмельченія збагачували флотацией при рН 3,0 з використанням ксантогенату і Аерофлоту з витратою (загальна витрата 200 г / т) нижчим, ніж при флотації руди (витрата збирача 350-400 г / т). Витяг міді в сульфідні мідний концентрат склало 94,6%.
Рідка фаза вилуговування і промивні води кеку вилуговування об'єднувалися і осветлялись. Екстракцію міді з розчинів проводили розчином органічного екстрагента LIX, електроекстракціі міді з медьсодержащего розчину кислоти отримували катодний мідь. Наскрізне витяг міді з руди в товарні продукти склало 90,3%.
1. Спосіб переробки змішаних мідних руд, що включає дроблення і подрібнення руди, вилуговування подрібненої руди розчином сірчаної кислоти з концентрацією 10-40 г / дм 3 при перемішуванні, зміст твердої фази 10-70%, тривалості 10-60 хв, зневоднення і промивку кеку вилуговування руди, об'єднання рідкої фази вилуговування руди з промивними водами кеку вилуговування, звільнення об'єднаного медьсодержащего розчину від твердих суспензій, витяг міді з медьсодержащего розчину з отриманням катодного міді і флотацію мідних мінералів з кеку вилуговування при значенні рН 2,0-6,0 з отриманням флотаційного концентрату.
2. Спосіб за п.1, в якому подрібнення руди ведуть до крупності, що становить від 50-100% класу мінус 0,1 мм, до 50-70% класу мінус 0,074 мм.
3. Спосіб за п.1, в якому промивку кеку вилуговування здійснюють одночасно з його зневодненням шляхом фільтрування.
4. Спосіб за п.1, в якому об'єднаний медьсодержащий розчин звільняють від твердих суспензій висвітленням.
5. Спосіб за п.1, в якому флотацию проводять з використанням декількох з наступних збирачів: ксантогенат, діетилдитіокарбамат натрію, дітіофосфат натрію, аерофлот, соснове масло.
6. Спосіб за п.1, в якому витяг міді з медьсодержащего розчину проводять методом рідинної екстракції і електролізом.
7. Спосіб за п.6, в якому рафінат екстракції, що утворюється при рідинної екстракції, використовують для вилуговування руди і для промивання кеку вилуговування.
8. Спосіб за п.6, в якому відпрацьований електроліт, що утворюється при електролізі, використовують для вилуговування руди і для промивання кеку вилуговування.
Винахід відноситься до металургії міді, а саме до способів переробки змішаних мідних руд, а також промпродуктов, хвостів і шлаків, що містять окислені і сульфідні мінерали міді
Витягнуті з земних надр руди або техногенний сировину в більшості випадків не можуть бути безпосередньо використані в металургійному виробництві і тому проходять складний цикл послідовних операцій підготовки до доменної плавки. Відзначимо, що при видобутку руди відкритими розробками в залежності від відстані між вибуховими шпурамі і розміру ковша екскаватора величина великих брил залізної руди може досягати 1000-1500 мм. При підземному видобутку максимальний розмір шматка не перевищує зазвичай 350 мм. У всіх випадках добувається сировина містить і велика кількість дрібних фракцій.
Незалежно від такої схеми підготовки руди до плавки вся видобута руда проходить насамперед стадію первинного дроблення, Так як величина великих шматків і брил при видобутку набагато перевищує розмір шматка руди, максимально допустимий за умовами технології доменної плавки. Технічними умовами на кусковатость в залежності від восстановимости передбачається наступний максимальний розмір шматків руди: до 50 мм для магнетитових руд, до 80 мм для гематитових руд і до 120 мм для бурих железняков. Верхня межа крупності шматків агломерату не повинен перевищувати 40 мм.
На малюнку 1 показані найбільш поширені схеми установки дробарок на дробильно-сортувальних фабриках. Схемами а і б вирішується одна і та ж завдання дроблення руди від
а - «відкрита»; б - «відкрита» з попередніми грохоченням; в - «замкнута» з попередніми і повірочним грохоченням
При цьому здійснюється принцип «Не дробити нічого зайвого». Схеми а й б характеризуються тим, що крупність дробленого продукту не перевіряється, т. Е. Схеми «відкриті». Досвід показує, що в подрібненому продукті завжди є невелика кількість шматків, розмір яких трохи перевищує заданий. У «закритих» ( «замкнутих») схемах подрібнений продукт знову направляється на гуркіт для відділення недостатньо подрібнених шматків з подальшим їх поверненням в дробарку. При «закритих» схемах дроблення руди дотримання верхньої межі крупності дробленого продукту гарантовано.
Найпоширенішими видами дробарок є:
- конусні;
- щокові дробарки;
- валкові;
- молоткові.
Пристрій дробарок показано на рис. 2. Руйнування шматків руди в них відбувається в результаті розчавлюють, які розколюють, зусиль стирання і ударів. У щековой дробарці Блека матеріал, що вводиться в дробарку зверху, раздавливается хитається 2 і нерухомою 1 щоками, а в конусної дробарці Мак-Кулі - нерухомим 12 і обертовим внутрішнім 13 конусами. Вал конуса 13 входить у обертовий ексцентрик 18. У щековой дробарці тільки один хід рухомої щоки є робочим, під час зворотного ходу щоки частина дробленого матеріалу встигає вийти з робочого простору дробарки через нижню випускну щілину.
 |
| Малюнок 2. Конструктивні схеми дробарок а - щековая; б - конусна; в - грибовидная; г - молоткова; д - валковая; 1 - нерухома щока з віссю обертання; 2 - рухома щока; 3, 4 - ексцентриковий вал; 5 - шатун; 6 - шарнірна опора задньої распорной щоки; 7 - пружина; 8, 9 - механізм регулювання ширини розвантажувальної щілини; 10 - тяга замикаючого пристрою; 11 - станина; 12 - нерухомий конус; 13 - рухливий конус; 14 - траверса; 15 - шарнір підвіски рухомого конуса; 16 - вал конуса; 17 - приводний вал; 18 - ексцентрик; 19 - амортизаційна пружина; 20 - опорне кільце; 21 - регулює кільце; 22 - підп'ятник конуса; 23 - ротор; 24 - відбійні плити; 25 - решітка; 26 - молоток; 27 - основна рама; 28 - дроблять валки |
Продуктивність найбільш крупних щічних дробарок не перевищує 450-500 т / ч. Характерними для щічних дробарок є випадки запрессовки робочого простору при дробленні вологих глинистих руд. Крім того, щокові дробарки не повинні застосовуватися для дроблення руд, що мають плитчастих сланцевое будова шматка, так як окремі плитки в разі орієнтації їх довгої осі уздовж осі щілини видачі роздробленого матеріалу можуть проходити через робочий простір дробарки не руйнуючись.
Харчування щекових дробарок матеріалом повинно бути рівномірним, для чого пластинчастий живильник встановлюють з боку нерухомої щоки дробарки. Зазвичай щокові дробарки застосовують для дроблення великих шматків руди (i \u003d 3-8). Витрата електроенергії на подрібнення 1 т залізної руди в цих установках може коливатися від 0,3 до 1,3 кВт-год.
У конусної дробарці вісь обертання внутрішнього конуса не збігається з геометричною віссю нерухомого конуса, т. Е. В будь-який момент дроблення руди відбувається в зоні наближення поверхонь внутрішнього і зовнішнього нерухомого конусів. При цьому в інших зонах відбувається видача дробленого продукту через кільцеву щілину між конусами. Таким чином дроблення руди в конусної дробарці здійснюється безперервно. Досягається продуктивність складає 3500-4000 т / ч (i \u003d 3-8) при витраті електроенергії на подрібнення 1 т руди 0,1-1,3 кВт-год.
конусні дробарки з успіхом можна застосовувати для руд будь-якого типу, в тому числі із шаруватим (плитчастих) будовою шматка, а також для глинистих руд. Конусні дробарки не потребують живильниках і можуть працювати «під завалом», т. Е. З робочим простором, повністю заповнюється рудою, що надходить з розташованого вище бункера.
Короткоконусная грибовидная дробарка Саймонса відрізняється від звичайної конусної дробарки подовженою зоною видачі дробленого продукту, що забезпечує повне дроблення матеріалу до заданого розміру шматків.
В молоткових дробарках дроблення руди здійснюється головним чином під дією ударів по ним сталевих молотків, закріплених на бистровращающейся валу. На металургійних заводах в таких дробарках подрібнюють вапняк, який використовується потім в агломераційних цехах. Тендітні матеріали (наприклад, кокс) можуть бути подрібнені в валкових дробарках.
Після первинного дроблення багата малосірчаниста руда фракції\u003e 8 мм може використовуватися доменними цехами, фракція Частина дрібних фракцій все ж засвоюється піччю, різко погіршуючи газопроникність стовпа шихти, так як дрібні частинки заповнюють простір між більш великими шматками. Необхідно пам'ятати, що відділення дрібниці від доменної шихти у всіх випадках дає значний техніко-економічний ефект, покращуючи хід процесу, стабілізуючи винесення пилу на постійному мінімальному рівні, що в свою чергу сприяє сталості нагріву печі і зниження витрати коксу.
