Файл: Пояснительная записка к курсовому проекту по мдк. 01. 01 Основы обогащения полезных ископаемых по специальности 21. 02. 18 Обогащение полезных ископаемых.docx
ВУЗ: Не указан
Категория: Не указан
Дисциплина: Не указана
Добавлен: 11.01.2024
Просмотров: 565
Скачиваний: 13
ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.
2. Доизмельчение пенного продукта контрольной флотации и камерного продукта 1 перечистки (питание промпродуктовой флотации).
При флотации медно-цинковой руды:
1. Доизмельчение концентрата 1 коллективной флотации и концентрата промпродуктовой флотации (питание основной Си флотации).
2. Доизмельчение концентрата основной Си флотации, хвостов перечистки Си «головки» и хвостов 2 Си перечистки (питание 1 Си перечистки).
3. Доизмельчение концентрата основной Zn флотации и хвостов 2 Zn перечистки (питание 1 Zn перечистки).
Расчет измельчительного оборудования предлагается выполнить по имеющимся данным о работе аналогичных узлов доизмельчения Жезкентской и Николаевской ОФ. Удельная производительность мельниц доизмельчения МШЦ-2700х3600 в среднем составляет 0,2-0,3 т/м3час по готовому классу.
В связи с тем, что для доизмельчения промпродуктов флотации требуются значительные объемы измельчительного оборудования, в частности для доизмельчения медно-цинковой руды ≈70м3, рассмотрен вариант замены барабанных мельниц на вертикальные (башенные) мельницы.
По данным фирмы «Metso Minerals» мельницы «Vertimill» в сравнении с обычными шаровыми мельницами имеют следующие преимущества:
- низкие капитальные затраты и эксплуатационные расходы;
- высокая эффективность измельчения при меньшем в 1,5-2 раза расходе электроэнергии;
- меньшее ошламование измельчаемых продуктов.
Выбор мельниц типа «Vertimill» выполнен путем сравнения установочных мощностей выбранных стандартных шаровых мельниц и башенных мельниц. При этом принято, что расход энергии при их использовании будет в 1,5 раза меньше в сравнении с обычными шаровыми мельницами. К установке в узлах доизмельчения промпродуктов рекомендуются мельницы типа VTM-800-WB и VTM-200-WB фирмы «Metso Minerals» », работающие в замкнутом цикле с гидроциклонами.
1.4 Обоснование технологической схемы флотации.
На медной руде текущей добычи, также как и на керновых пробах, регламентом рекомендована схема с межцикловой флотацией. По данной схеме получен медный концентрат, содержащий меди 20,7%, цинка 1,32%, золота 3,14 г/т и серебра 37,63 г/т, при извлечении меди 87,9%, цинка 68,3%, золота 19,0%, серебра 24,6%.
На медно-цинковой пробе проверено два варианта схем: прямой селективной и селективно-коллективной флотации с выводом медной "головки" в обоих случаях. Предпочтение отдано схеме селективно-коллективной флотации.
Селективно-коллективная схема испытана по трем вариантам:
1 вариант – коллективный концентрат полностью направляется на селекцию. По данному варианту получены:
-
медный концентрат, содержащий меди 17,94 %, цинка 3,71 %, золота 6,77 г/т и серебра 53,69 г/т, при извлечении меди 84,8 %, цинка 16,0 %, золота 32,7 %, серебра 33,0 %. -
цинковый концентрат, содержащий меди 3,24 %, цинка 46,19 %, золота 8,57 г/т и серебра 89,69 г/т, при извлечении меди 5,6 %, цинка 72,8 %, золота 15,1 %, серебра 20,1 %.
В связи с тем, что цинковый концентрат был получен некондиционный по содержанию меди введена операция обезмеживания готового концентрата. По данному варианту получены:
- медный концентрат, содержащий меди 17,58 %, цинка 4,21 %, золота 7,29 г/т и серебра 59,42 г/т, при извлечении меди 87,7 %, цинка 19,2 %, золота 34,7 %, серебра 35,0 %.
-
цинковый концентрат, содержащий меди 1,85 %, цинка 52,2 %, золота 8,8 г/т и серебра 92,1 г/т, при извлечении меди 2,7 %, цинка 69,6 %, золота 13,1 %, серебра 18,1 %.
По третьему варианту схемы на селекцию направляется 1-ый коллективный концентрат с предварительной десорбцией гидросульфидом натрия с последующим сгущением перед селекцией. Для флотации использованы новые селективные реагенты фирмы «SYTEK»: селективные собиратель AERO 9863 и вспениватель – Х-133. Третий вариант схемы будет осуществляться после освоения проектных показателей по I и II варианту схемы. Показатели заложены по III варианту. Предлагаемые реагенты для Cu – Zn руды.
Усовершенствования схемы (стадиальная схема измельчения и использование новых селективных реагентов) позволили получить из медно-цинковой руды Юбилейного месторождения:
- медный концентрат, содержащий меди 20,0 1%, цинка 3,98 %, золота 7,95 г/т и серебра 62,25 г/т, при извлечении меди 85,9 %, цинка 15,8 %, золота 35%, серебра 35%.
-
цинковый концентрат, содержащий меди 2,5 %, цинка 46,0 %, золота 8,79 г/т и серебра 88,69 г/т, при извлечении меди 4,0 %, цинка 68,8 %, золота 35,0%, серебра 35,0%.
Последний вариант схемы предлагается для обогащения медно-цинковой руды месторождения Юбилейное. Схема обогащения медных руд включает выделение медной «головки» после второй стадии измельчения на крупности 65-70 % -0,074мм с соответствующей перечисткой концентрата «головки», основную, контрольную медную флотацию после 3-ей стадии измельчения при крупности 87-89 % минус 0,044мм, 3 перечистки медного концентрата и промпродуктовую флотацию хвостов перовой перечистки и концентрата контрольной флотации с предварительным дозмельчениями чернового медного концентрата до крупности 90-92% минус 0,044мм и промпродукта до крупности 95-97 % минус 0,044мм. Хвосты контрольной и промпродуктовой медной флотации являются отвальными хвостами фабрики.
Технология обогащения медно-цинковых руд предусматривает измельчение всей массы руды в 2 стадии до крупности 87-89% минус 0,074мм, медную «головку» с соответствующей перечисткой ее концентрата, 3-ю стадию измельчения хвостов медной «головки» до крупности 92-95 % минус 0,074мм, коллективную флотацию продукта третьей стадии измельчения с доизмельчением концентрата коллективной флотации. Далее коллективный концентрат подвергается основной медной флотации, черновой концентрат которой доизмельчается до крупности 90-92% минус 0,044 мм перед 3-мя стадиями перечистной флотации до получения конечного медного концентрата. Хвосты основной медной и промпродуктовой флотации сгущаются перед поступлением в цикл цинковой флотации. Сгущенные хвосты промпродуктовой флотации, хвосты контрольной флотации, концентрат II коллективной флотации проходят окислительную пропарку острым паром с нагревом до температуры 30-320С в высокощелочной среде с аэрацией пульпы и являются питанием основной цинковой флотации.
Цинковый цикл включает основную и 3 перечистные флотации до получения конечного цинкового концентрата с предварительным доизмельчением чернового концентрата основной флотации. Концентрат основной цинковой флотации после его доизмельчения также подвергается окислительной пропарке острым паром с нагревом до температуры 30-350С. Для снижения содержания меди в цинковом концентрате предусматривается узел обезмеживания. Отвальные хвосты фабрики представлены хвостами 2-ой коллективной и основной Zn флотации.
Готовые медный и цинковый концентраты обезвоживаются и отправляются потребителям, отвальные хвосты складируются в хвостохранилище, осветленная (оборотная) вода которого используется повторно в технологических процессах обогатительной фабрики.
2. Расчетная часть.
2.1. Расчет качественно- количественной схемы.
При расчете количественных схем обогащения для всех продуктов схемы численные значения основных технологических показателей: Q, , , . Расчет схем обогащения удобнее производить сначала в относительных показателях , , а затем вычислять абсолютные показатели: Расчет качественно- количественной схемы флотации производим по следующим формулам:
= ;(2.1.1)
; (2.1.2)
= ; (2.1.3)
= ; (2.1.4)
= ; (2.1.5)
= ; (2.1.6)
где, - содержание металла в исходной руде
, %;
- содержание металла в n продукте, %;
- извлечение металла в n продукте, %;
- выход металла вn продукте, %;
- масса исходного продукта, т/ч;
- масса nпродукта, т/ч;
- количество металла в исходной руде, т/ч;
- количество металла в n продукте, т/ч.
Расчет принципиальной схемы
Исходные данные:
1 = 223,70 т/ч = 82 %
1 7 16 = 22 % =2,7 %
Порядок расчета.
1. Определяем выхода каждого продукта принципиальной схемы флотации:
= =10,06 %
= – =100 ̶̶ 10,06 =89,94 %
2. Определяем извлечение металла принципиальной схемы флотации:
= – = 100 – 82 = 18 %
3. Определяем содержание металла в продуктах принципиальной схемы обогащения:
= =