Извлеченные из земных недр руды или техногенное сырье в большинстве случаев не могут быть непосредственно использованы в металлургическом производстве и поэтому проходят сложный цикл последовательных операций подготовки к доменной плавке . Отметим, что при добыче руды открытыми разработками в зависимости от расстояния между взрывными шпурами и размера ковша экскаватора величина крупных глыб железной руды может достигать 1000-1500 мм. При подземной добыче максимальный размер куска не превышает обычно 350 мм. Во всех случаях добываемое сырье содержит и большое количество мелких фракций.
Независимо от последующей схемы подготовки руды к плавке вся добываемая руда проходит прежде всего стадию первичного дробления , так как величина крупных кусков и глыб при добыче намного превышает размер куска руды, максимально допустимый по условиям технологии доменной плавки. Техническими условиями на кусковатость в зависимости от восстановимости предусматривается следующий максимальный размер кусков руды: до 50 мм для магнетитовых руд, до 80 мм для гематитовых руд и до 120 мм для бурых железняков. Верхний предел крупности кусков агломерата не должен превышать 40 мм.
На рисунке 1 показаны наиболее распространенные схемы установки дробилок на дробильно-сортировочных фабриках. Схемами а и б решается одна и та же задача дробления руды от
а - «открытая»; б - «открытая» с предварительным грохочением; в - «замкнутая» с предварительным и поверочным грохочением
При этом осуществляется принцип «не дробить ничего лишнего». Схемы а и б характеризуются тем, что крупность дробленого продукта не проверяется, т. е. схемы «открытые». Опыт показывает, что в дробленом продукте всегда имеется небольшое количество кусков, размер которых несколько превышает заданный. В «закрытых» («замкнутых») схемах дробленый продукт вновь направляется на грохот для отделения недостаточно измельченных кусков с последующим их возвратом в дробилку. При «закрытых» схемах дробления руды соблюдение верхнего предела крупности дробленого продукта гарантировано.
Самыми распространенными видами дробилок являются :
- конусные;
- щековые дробилки;
- валковые;
- молотковые.
Устройство дробилок показано на рис. 2. Разрушение кусков руды в них происходит в результате раздавливающих, раскалывающих, истирающих усилий и ударов. В щековой дробилке Блэка материал, вводимый в дробилку сверху, раздавливается качающейся 2 и неподвижной 1 щеками, а в конусной дробилке Мак-Кули - неподвижным 12 и вращающимся внутренним 13 конусами. Вал конуса 13 входит во вращающийся эксцентрик 18. В щековой дробилке только один ход подвижной щеки является рабочим, во время обратного хода щеки часть дробленого материала успевает выйти из рабочего пространства дробилки через нижнюю выпускную щель.
 |
| Рисунок 2. Конструктивные схемы дробилок а - щековая; б - конусная; в - грибовидная; г - молотковая; д - валковая; 1 - неподвижная щека с осью вращения; 2 - подвижная щека; 3, 4 - эксцентриковый вал; 5 - шатун; 6 - шарнирная опора задней распорной щеки; 7 - пружина; 8, 9 - механизм регулировки ширины разгрузочной щели; 10 - тяга замыкающего устройства; 11 - станина; 12 - неподвижный конус; 13 - подвижный конус; 14 - траверса; 15 - шарнир подвески подвижного конуса; 16 - вал конуса; 17 - приводной вал; 18 - эксцентрик; 19 - амортизационная пружина; 20 - опорное кольцо; 21 - регулирующее кольцо; 22 - подпятник конуса; 23 - ротор; 24 - отбойные плиты; 25 - колосниковая решетка; 26 - молоток; 27 - основная рама; 28 - дробящие валки |
Производительность наиболее крупных щековых дробилок не превышает 450-500 т/ч. Характерными для щековых дробилок являются случаи запрессовки рабочего пространства при дроблении влажных глинистых руд. Кроме того, щековые дробилки не должны применяться для дробления руд, имеющих плитчатое сланцевое строение куска, так как отдельные плитки в случае ориентации их длинной оси вдоль оси щели выдачи дробленого материала могут проходить через рабочее пространство дробилки не разрушаясь.
Питание щековых дробилок материалом должно быть равномерным, для чего пластинчатый питатель устанавливают со стороны неподвижной щеки дробилки. Обычно щековые дробилки применяют для дробления крупных кусков руды (i= 3-8). Расход электроэнергии на дробление 1 т железной руды в этих установках может колебаться от 0,3 до 1,3 кВт-ч.
В конусной дробилке ось вращения внутреннего конуса не совпадает с геометрической осью неподвижного конуса, т. е. в любой момент дробление руды происходит в зоне приближения поверхностей внутреннего и наружного неподвижного конусов. При этом в остальных зонах происходит выдача дробленого продукта через кольцевую щель между конусами. Таким образом дробление руды в конусной дробилке осуществляется непрерывно. Достигаемая производительность составляет 3500-4000 т/ч (i = 3-8) при расходе электроэнергии на дробление 1 т руды 0,1-1,3 кВт-ч.
Конусные дробилки с успехом можно применять для руд любого типа, в том числе со слоистым (плитчатым) строением куска, а также для глинистых руд. Конусные дробилки не нуждаются в питателях и могут работать «под завалом», т. е. с рабочим пространством, полностью заполняемым рудой, поступающей из расположенного выше бункера.
Короткоконусная грибовидная дробилка Саймонса отличается от обычной конусной дробилки удлиненной зоной выдачи дробленого продукта, обеспечивающей полное дробление материала до заданного размера кусков.
В молотковых дробилках дробление руды осуществляется главным образом под действием ударов по ним стальных молотков, закрепленных на быстровращающемся валу. На металлургических заводах в таких дробилках измельчают известняк, используемый затем в агломерационных цехах. Хрупкие материалы (например, кокс) могут быть измельчены в валковых дробилках.
После первичного дробления богатая малосернистая руда фракции > 8 мм может использоваться доменными цехами, фракция Часть мелких фракций все же усваивается печью, резко ухудшая газопроницаемость столба шихты, так как мелкие частицы заполняют пространство между более крупными кусками. Необходимо помнить, что отделение мелочи от доменной шихты во всех случаях дает значительный технико-экономический эффект, улучшая ход процесса, стабилизируя вынос пыли на постоянном минимальном уровне, что в свою очередь способствует постоянству нагрева печи и снижению расхода кокса.
Добытое полезное ископаемое в большинстве случаев представляет собой смесь кусков различной крупности, в которых минералы тесно срослись, образовав монолитную массу. Крупность руды зависит от вида горных работ и, в частности, от метода взрывных работ. При открытых горных работах наибольшие куски имеют в поперечнике 1-1,5 м, при подземных - несколько меньше.Чтобы отделить минералы друг от друга, руду надо дробить и измельчать.
Для освобождения минералов от взаимного срастания в большинстве случаев требуется тонкое измельчение, например до -0,2 мм и мельче.
Отношение диаметра наибольших кусков руды (D) к диаметру продукта дробления (d) называют степенью дробления или степенью измельчения (К):
Например, при D = 1500 мм и d = 0,2 мм.
К = 1500 ÷ 0,2 = 7500.
Дробление и измельчение обычно ведут в несколько стадий. На каждой стадии применяют дробилки и мельницы различных типов, как это показано в табл. 68 и на рис. 1.
Дробление и измельчение может быть сухим и мокрым.
В зависимости от конечной практически возможной степени измельчения в каждой стадии выбирают число стадий Если необходимая степень измельчения К, а па отдельных стадиях - k1, k2, k3..., то
Общая степень измельчения определяется крупностью исходной руды и крупностью конечного продукта.
Дробление тем дешевле, чем мельче добытая руда. Чем больше объем экскаваторного ковша для горных работ, тем крупнее добытая руда, а значит п больших размеров должны применяться дробильные агрегаты, что экономически не выгодно.
Степень дробления выбирают такую, чтобы стоимость оборудования и эксплуатационные расходы были наименьшими. Размер загрузочной щели должен быть у щековых дробилок на 10-20% больше поперечного размера наибольших кусков руды, у конических и конусных - равен куску руды или несколько больше. Расчет производительности выбранной дробилки ведется на ширину разгрузочной щели с учетом того, что продукт дробления всегда содержит куски руды в два-три раза большие, чем выбранная щель. Чтобы получить продукт крупностью - 20 мм, нужно выбирать конусную дробилку с разгрузочной щелью 8-10 мм. С небольшим допущением можно полагать, что производительность дробилок прямо пропорциональна ширине разгрузочной щели.
Дробилки для небольших фабрик выбирают в расчете на работу в одну смену, для фабрик средней производительности - в две, для больших фабрик, когда на стадиях среднего и мелкого дробления установлено несколько дробилок, - в три смены (по шесть часов).
Если при минимальной ширине пасти, соответствующей размеру кусков руды, щековая дробилка может дать необходимую производительность за одну смену, а коническая будет недогружаться, то выбирают щековую дробилку. Если же коническая дробилка при размере загрузочной щели, равной размеру наибольших кусков руды, обеспечена работой на одну смену, то предпочтение должно быть отдано конической дробилке.
В рудной промышленности валки устанавливают редко, они вытеснены короткоконусными дробилками. Для дробления мягких, например марганцевых руд, а также углей применяют зубчатые валки.
За последние годы относительно широкое распространение получают дробилки ударного действия, основное преимущество которых - большая степень измельчения (до 30) и селективность дробления в силу раскалывания кусков руды по плоскостям срастания минералов и по наиболее слабым местам. В табл. 69 приведены сравнительные данные ударных и щековых дробилок.
Ударные дробилки устанавливают для подготовки материала в металлургических цехах (дробление известняка, ртутных руд для процесса обжига и др.). Механобром испытан опытный образец разработанной HM конструкции инерционной дробилки с 1000 об/мин, обеспечивающей степень дробления около 40 и дающей возможность производить мелкое дробление с большим выходом тонких фракций. Дробилка с диаметром конуса 600 мм будет пущена в серийное производство. Совместно С Уралмашзаводом проектируется образец дробилки с диаметром конуса 1650 мм.
Измельчение как сухое, так и мокрое ведут преимущественно в барабанных мельницах. Общий вид мельниц с торцовой разгрузкой показан на рис. 2. Размеры барабанных мельниц определяют как произведение DxL, где D - диаметр барабана, L - длина барабана.
Объем мельницы
Краткая характеристика мельниц дана в табл. 70.
Производительность мельницы в весовых единицах продукта определенной крупности или класса на единицу объема в единицу времени называют удельной производительностью. Она обычно дается в тоннах на 1 м3 в час (или сутки). Ho эффективность работы мельниц можно выразить и в других единицах, например в тоннах готового продукта на квт*ч или в квт*ч (расход энергии) на тонну готового продукта. Последнее используют чаще всего.
Мощность, потребляемая мельницей, слагается из двух величин: W1 - мощности, потребляемой мельницей на холостой ход, без загрузки дробящей средой и рудой; W2 - мощности на подъем и вращение нагрузки. W2 - продуктивная мощность - расходуется на измельчение и связанные с ним потери энергии.
Общий расход мощности
Чем меньше отношение W1/W, т. е. чем больше относительная величина W2/W, тем эффективнее работа мельницы и меньше расход энергии на тонну руды; W/T, где T - производительность мельницы. Наибольшая производительность мельницы в данных условиях соответствует максимуму потребляемой мельницей мощности. Так как теория действия мельниц недостаточно разработана, то оптимальные условия работы мельницы находят опытным путем или определяют на основании практических данных, которые порой разноречивы.
Удельная производительность мельниц зависит от следующих факторов.
Скорость вращения барабана мельницы. При вращении мельницы шары или стержни под влиянием центробежной силы
mv2/R = mπ2Rn2/30,
где m - масса шара;
R - радиус вращения шара;
n - число оборотов в минуту,
прижимаются к стенке барабана и при отсутствии скольжения поднимаются со стенкой на некоторую высоту, пока не оторвутся от стенки под влиянием силы тяжести mg и не полетят вниз по параболе, а затем упадут на стенку барабана с рудой и при ударе произведут работу дробления. Ho можно дать такое число оборотов, что шары He оторвутся от стенки (mv2/R>mg), и начнут вращаться вместе с ней.
Минимальную скорость вращения, при которой шары (при отсутствии скольжения) не отрываются от стенки, называют критической скоростью, соответствующее число оборотов - критическим числом оборотов nкр. В учебниках можно найти, что
где D - внутренний диаметр барабана;
d - диаметр шара;
h - толщина футеровки.
Рабочую скорость вращения мельницы обычно определяют в процентах от критической. Как видно из рис. 3, потребляемая мельницей мощность возрастает с увеличением скорости вращения за пределы критической. Соответственно должна возрастать и производительность мельницы. При работе со скоростью выше критической в мельнице с гладкой футеровкой скорость движения барабана мельницы выше, чем скорость движения прилегающих к поверхности барабана шаров: шары скользят по стенке, вращаясь вокруг своей оси, истирают и раздавливают руду. При футеровке с лифтерами и отсутствии скольжения максимум потребления мощности (и производительности) сдвигается в сторону меньших скоростей вращения.
В современной практике наиболее распространены мельницы со скоростью вращения 75-80% от критической. По новейшим данным практики, в связи с повышением цен на сталь, ставят мельницы с более низкой скоростью (тихоходные). Так, на крупнейшей молибденовой фабрике Клаймакс (США) мельницы 3,9х3,6 M с мотором 1000 л. с. работают при скорости 65% от критической; на новой фабрике «Pima» (США) скорость вращения стержневой мельницы (3,2x3,96/1) и шаровых (3,05x3,6 м) составляет 63% от критической; на фабрике Теннесси (США) новая шаровая мельница имеет скорость 59% от критической, а стержневая работает на необычно высокой для стержневых мельниц скорости - 76% от критической. Как видно на рис. 3, повышение скорости до 200-300% может обеспечить повышение производительности мельниц в несколько раз при их неизменном объеме, но для этого потребуется конструктивное усовершенствование мельниц, в частности подшипников, удаление улитковых питателей и др.
Дробящая среда. Для измельчения в мельницах применяют стержни из марганцовистой стали, кованые или литые стальные или легированные чугунные шары, рудную или кварцевую гальку. Как видно на рис. 3, чем выше удельный вес дробящей среды, тем выше производительность мельницы и тем ниже расход энергии на тонну руды. Чем ниже удельный вес шаров, тем выше должна быть скорость вращения мельницы для достижения той же производительности.
Размер дробящих тел (dш) зависит от крупности питания мельницы (dр) и ее диаметра D. Ориентировочно должно быть:
Чем мельче питание, тем мельче можно применять шары. В практике известны следующие размеры шаров: для руды 25-40 мм = 100, реже, для твердых руд - 125 мм, а для мягких - 75 мм; для руды - 10-15 мм = 50-65 мм; во второй стадии измельчения при питании крупностью 3 мм dш = 40 мм и во втором цикле при питании крупностью 1 мм dш = 25-30 мм; на доизмельчении концентратов или промпродуктов применяют шары не крупнее 20 мм или гальку (рудную или кварцевую) - 100+50 мм.
В стержневых мельницах диаметр стержней обычно 75-100 мм. Необходимый объем дробящей среды зависит от скорости вращения мельницы, метода ее разгрузки и характера продуктов. Обычно при скорости вращения мельницы 75-80% от критической загрузка заполняет 40-50% объема мельницы. Однако в некоторых случаях снижение загрузки шаров более эффективно не только с экономической, но и с технологической точки зрения - обеспечивает более селективное измельчение без шламообразования. Так, в 1953 г. на фабрике Коппер Хилл (США) объем загрузки шаров был снижен с 45 до 29%, в результате чего производительность мельницы увеличилась с 2130 до 2250 т, расход стали снизился с 0,51 до 0,42 кг/т; содержание меди в хвостах снизилось с 0,08 до 0,062% вследствие лучшего селективного измельчения сульфидов и понижения переизмельчения пустой породы.
Дело в том, что при скорости вращения мельницы 60-65% от критической в мельнице с центральной разгрузкой при небольшом объеме шаровой загрузки создается относительно спокойное зеркало движущегося к разгрузке потока пульпы, которое не взмучивается шарами. Из этого потока крупные и тяжелые частицы руды быстро оседают в зону, заполненную шарами, и измельчаются, а тонкие и крупные легкие частицы остаются в потоке и разгружаются, не успевая переизмельчаться. При загрузке же до 50% от объема мельницы вся пульпа перемешивается с шарами и тонкие частицы переизмельчаются.
Метод разгрузки мельницы. Обычно мельницы разгружаются с торца, противоположного загрузочному (за редким исключением). Разгрузка может быть высокой - в центре торца (центральная разгрузка) через пустотелую цапфу, или низкой - через решетку, вставленную в мельницу с разгрузочного конца, причем пульпа, прошедшая через решетку, поднимается лифтерами и также разгружается через полую цапфу. В этом случае часть объема мельницы, занятая решеткой и лифтерами (до 10% объема), не используется для измельчения.
Мельница с центральной разгрузкой до уровня слива заполнена пульпой с уд. весом Δ. Шары с уд. весом б в такой пульпе становятся легче на уд. вес. пульпы: δ-Δ. т. е. их дробящее действие уменьшается и тем больше, чем меньше δ. В мельницах с низкой разгрузкой падающие пары не погружаются в пульпу, поэтому дробящее действие их больше.
Следовательно, производительность мельниц с решеткой больше в δ/δ-Δ раз, т. е. при стальных шарах - примерно на 15-20%, при измельчении рудной или кварцевой галькой - на 30-40%. Так, при переходе с центральной разгрузки на разгрузку через решетку производительность мельниц увеличилась на фабрике Касл Доум (США) на 12%, на Кировской - на 20%, на Миргалимсайской - на 18%.
Это положение верно только при крупном измельчении или измельчении в одну стадию. При тонком измельчении на мелком питании, например при второй стадии измельчения, потеря веса дробящего тела имеет меньшее значение и основное преимущество мельниц с решеткой исчезает, а их недостатки - неполное использование объема, высокий расход стали, высокая стоимость ремонта - остаются, что заставляет отдать предпочтение мельницам с центральной разгрузкой. Так, испытания на Балхашской фабрике дали результаты не в пользу мельниц с решеткой; на фабрике Теннесси (США) увеличение диаметра разгрузочной цапфы не дало лучших результатов; на фабрике Тулсиква (Канада) при удалении решетки и увеличении за счет этого объема мельницы производительность осталась та же, а стоимость ремонтов и расхода стали понизились. В большинстве случаев не целесообразно ставить мельницы с решеткой на второй стадии измельчения, когда работа истиранием и раздавливанием эффективнее (скорость вращения 60-65% от критической), чем работа ударом (скорость 75-80% от критической).
Футеровка мельниц. Различные типы футеровок показаны на рис. 4.
При измельчении истиранием и при скоростях выше критической целесообразны гладкие футеровки; при измельчении ударом - футеровки с лифтерами. Простой и экономичной по расходу стали является футеровка, показанная на рис. 4, ж: промежутки между стальными брусками над деревянными рейками забиты мелкими шарами, которые, выступая, предохраняют стальные бруски от износа. Производительность мельниц тем выше, чем тоньше и износоустойчивее футеровка.
В процесс работы шары изнашиваются и уменьшаются в размере, поэтому мельницы догружают шарами одного большего размера. В мельнице цилиндрической формы крупные шары перекатываются к разгрузочному концу, поэтому эффективность их использования понижается. Как показали испытания, при устранении перекатывания крупных шаров к разгрузке повышается производительность мельницы на 6%. Для устранения перемещения шаров предложены различные футеровки - ступенчатая (рис. 4, з), спиральная (рис. 4, и) и др.
В разгрузочном конце стержневых мельниц крупные куски руды, попадая между стержнями, нарушают их параллельное расположение при перекатывании по поверхности загрузки. Для устранения этого футеровке придают форму конуса, утолщая ее к разгрузочному концу.
Размер мельниц. По мере увеличения количества перерабатываемых руд возрастают размеры мельниц. Если в тридцатых годах самые крупные мельницы имели размеры 2,7х3,6 м, установленные на Балхашской и Среднеуральской фабриках, то в данное время изготовляют стержневые мельницы 3,5х3,65, 3,5х4,8 м, шаровые 4х3,6 м, 3,6x4,2 м, 3,6x4,9, 4x4,8 м и др. Современные стержневые мельницы пропускают в открытом цикле до 9000 т руды в сутки.
Расход мощности и удельная производительность Туд являются показательной функцией от n - скорости вращения, выраженной в процентах от критической nк:
где n - число оборотов мельницы;
D - диаметр мельницы, k2 = T/42,4;
K1 - коэффициент, зависящий от размеров мельницы и определяемый экспериментально;
отсюда
T - действительная производительность мельницы пропорциональна ее объему и равна удельной производительности, умноженной на объем мельницы:
По опытам в Оутокумпу (Финляндия), m = 1,4, на фабрике Сулливан (Канада) при работе на стержневой мельнице m=1,5. Если принять m=1,4, то
T = k4 n1,4 * D2,7 L.
При одинаковом числе оборотов производительность мельниц прямо пропорциональна L, а при одинаковой скорости в процентах от критической - пропорциональна D2L.
Следовательно, выгоднее увеличивать диаметр мельниц, а не длину. Поэтому у шаровых мельниц диаметр обычно больше длины. При дроблении ударом в мельницах большего диаметра, футеровка которых с лифтерами, при подъеме шаров на большую высоту кинетическая энергия шаров больше, поэтому эффективность их использования выше. Можно загружать и более мелкие шары, что увеличит их число и производительность мельницы. Значит, производительность мельниц с мелкими шарами при одинаковой скорости вращения возрастает быстрее, чем D2.
При расчетах часто принимают, что производительность возрастает пропорционально D2,5, что преувеличено.
Удельный расход энергии (квт*ч/т) меньше в силу того, что уменьшается отношение W1/W, т. е. относительный расход энергии на холостой ход.
Мельницы выбирают по удельной производительности на единицу объема мельницы, по определенному классу крупности в единицу времени или по удельному расходу энергии на тонну руды.
Удельную производительность определяют экспериментально на опытной мельнице или по аналогии на основании данных практики работы фабрик при таких же по твердости рудах.
При крупности питания - 25 мм и измельчении примерно до 60-70% - 0,074 мм необходимый объем мельниц составляет около 0,02 м3 на тонну суточной производительности по руде или около 35 объема мельницы в 24 часа по классу - 0,074 мм для руд Золотушинского, Зыряновского. Джезказганского, Алмалыкского, Коджаранского, Алтын-Топканского и других месторождений. По магнетитовым кварцитам - 28 и/сутки на 1 м3 объема мельницы по классу - 0,074 мм. Стержневые мельницы при измельчении до - 2 мм или до 20% - 0,074 мм пропускают 85-100 т/м3, а при более мягких рудах (Оленегорская фабрика) - до 200 м3/сутки.
Расход энергии при измельчении на тонну - 0,074 мм составляет 12-16 квт*ч/т, расход футеровки 0,01 кг/т при никелевой стали и мельницах Диаметром свыше 0,3 ж и до 0,25 /сг/г при марганцовистой стали в меньших мельницах. Расход шаров и стержней около 1 кг/т при мягких рудах или крупном помоле (около 50%-0,74 мм); для руд средней твердости 1,6-1,7 кг/т, для твердых руд и тонком помоле до 2-2,5 кг/т; расход чугунных шаров в 1,5-2 раза выше.
Сухое измельчение применяют при приготовлении угольного пылевидного топлива в цементной промышленности и реже - при измельчении руд, в частности золотосодержащих, урановых и др. В этом случае измельчение производится в замкнутом цикле с пневматической классификацией (рис. 5).
В рудной промышленности за последние годы для сухого измельчения стали применять короткие мельницы большого (до 8,5 м) диаметра с воздушной классификацией, причем в качестве дробящей и измельчающей среды используется руда в том виде, в каком она получается с рудника - крупностью до 900 мм. Руда крупностью 300-900 мм сразу в одну стадию измельчается до 70-80% - 0,074 мм.
Таким методом измельчают золотые руды на фабрике Рэнда (Южная Африка); на фабриках Мессина (Африка) и Гольдстрим (Канада) измельчают сульфидные руды до флотационной крупности - 85% - 0,074 мм. Стоимость измельчения в таких мельницах ниже, чем в шаровых, при этом стоимость классификации составляет половину всех расходов.
На золотоизвлекательных и урановых фабриках при использовании таких мельниц удается избежать загрязнения металлическим железом (истирание шаров и футеровки); железо, поглощая кислород или кислоту, ухудшает извлечение золота и повышает расход кислоты при выщелачивании урановых руд.
Селективное измельчение более тяжелых минералов (сульфидов и др.) и отсутствие шламообразования ведет к улучшению показателен извлечения металлов, к повышению скорости осаждения при сгущении и скорости фильтрации (на 25% по сравнению с измельчением в шаровых мельницах с классификацией).
Дальнейшее развитие измельчительного оборудования, по-видимому, пойдет по пути создания центробежных шаровых мельниц, выполняющих одновременно и роль классификатора или работающих в замкнутом цикле с классификаторами (центробежными), как и существующие мельницы.
Измельчение в вибрационных мельницах относится к области сверхтонкого измельчения (краски и пр.). Применение их для измельчения руд He вышло из стадии эксперимента; наибольший объем испытанных Бибромельниц составляет около 1 м3.
Машины, которые применяют для дробления - дробилки, могут уменьшать размер кусков до 5-6 мм. Более мелкое дробление называют измельчением, его осуществляют в мельницах.
В большинстве случаев дробление вместе с измельчением являются подготовительными операциями перед обогащением руд. Хотя возможно дробление в одном агрегате от 1500 мм, например, до 1-2 мм и меньше, но практика показывает, что это экономически невыгодно, поэтому на дробильно-обогатительных фабриках дробление осуществляют в несколько стадий, используя для каждой стадии наиболее подходящий тип дробилки: 1) крупное дробление от 1500 до 250 мм; 2) среднее дробление от 250 до 50 мм; 3) мелкое дробление от 50 до 5-6 мм; 4) измельчение до 0,04 мм.
Большинство применяемых в промышленности дробилок работает по принципу раздавливания кусков руды между двумя стальными сближающимися поверхностями. Для дробления руд применяют щековые дробилки (крупное и среднее дробление), конусные дробилки (крупное, среднее и мелкое дробление), валковые и молотковые дробилки (среднее и мелкое дробление).
Щековая дробилка (рис. 1, а) состоит из трех основных частей: - неподвижной стальной вертикальной плиты, называемой неподвижной щекой, - подвижной щеки, подвешенной в верхней части, - кривошипно-шатунного механизма, сообщающего подвижной щеке колебательные движения. Материал в дробилку загружают сверху. При сближении щек происходит разрушение кусков. При отходе подвижной щеки от неподвижной раздробленные куски опускаются под действием собственного веса и выходят из дробилки через разгрузочное отверстие.
Рис. 1 Дробилки: а – щековая; б – конусная; в – молотковая; г – валковая
Конусные дробилки работают по такому же принципу, что и щековые, хотя существенно отличаются от последних по конструкции. Конусная дробилка (рис. 1, б) состоит из неподвижного конуса, подвижного конуса, подвешенного в верхней части. Ось подвижного конуса своей нижней частью входит эксцентрично во вращающийся вертикальный стакан, благодаря чему подвижный конус совершает кругообразные движения внутри большого. При приближении подвижного конуса к какой-то части неподвижного происходит дробление кусков, заполняющих пространство между конусами в этой части дробилки, в то время как в диаметрально противоположной части дробилки, где поверхности конусов удалены на максимальное расстояние, происходит разгрузка дробленой руды. В отличие от щековых дробилок в конусных отсутствует холостой ход, благодаря чему производительность последних в несколько раз выше. Для среднего и мелкого дробления применяют короткоконусные дробилки, работающие по такому же принципу, что и конусные, но несколько отличающиеся от них по конструкции.
В валковой дробилке дробление руды происходит между двумя расположенными горизонтально стальными параллельными валками, вращающимися навстречу друг другу (рис. 1, в).
Для дробления хрупких пород невысокой и средней прочности (известняка, боксита, угля и др.) применяют молотковые дробилки , основной частью которых (рис. 1, г) является вращающийся с большой скоростью (500-1000 об/мин) ротор - вал с закрепленными на нем стальными пластинами-молотками. Дробление материала в дробилках такого типа происходит под действием многочисленных ударов молотков по падающим кускам материала.
Для измельчения руд обычно используют шаровые или стержневые мельницы, представляющие собой вращающиеся вокруг горизонтальной оси цилиндрические барабаны диаметром 3-4 м, в которых вместе с кусками руды находятся стальные шары или длинные стержни. В результате вращения с относительно высокой частотой (~20 мин -1) шары или стержни, достигнув определенной высоты, скатываются или падают вниз, осуществляя измельчение кусочков руды между шарами или между шарами и поверхностью барабана. Мельницы работают в непрерывном режиме - загрузка рудой происходит через одну пустотелую цапфу, а разгрузка - через другую. Как правило, измельчение осуществляют в водной среде, благодаря чему не только устраняется пылевыделение, но и повышается производительность мельниц. В процессе измельчения происходит автоматическая сортировка частиц по крупности - мелкие переходят во взвешенное состояние и в виде пульпы (смеси частиц руды с водой) выносятся из мельницы, а более крупные, которые не могут находиться во взвешенном состоянии, остаются в мельнице и измельчаются дальше.
В недрах земли есть довольно большое количество различных минералов, которые могут применяться для выпуска различных материалов. Довольно большое распространение имеет медная руда – она используется для переработки и получения различных веществ, которые применимы в промышленности. Стоит учитывать, что в подобной руде, в составе которой имеется медь, могут присутствовать и другие минералы. Рекомендуется использовать земляную породу, в состав которой входит не меньше 0,5-1% металла.
Классификация
Осуществляется добыча просто огромного количества самых различных медных руд. Классификация проводится по их происхождению. Выделяют следующие группы медных руд:
- Колчеданная получила довольно большое распространение. Порода представлена соединением железа и меди, имеет большое количество различных вкраплений и прожилок других примесей.
- Стратиформная представлена сочетанием медных сланцев и песчаников. Подобного рода порода также получила большое распространение, так как представлена крупным месторождением. Основными характеристиками можно назвать простую пластовую форму, а также равномерное распределение всех полезных компонентов. За счет этого медная порода подобного типа наиболее востребована, так как позволяет обеспечить производительность на одном уровне.
- Медно-никелевая. Эта руда характеризуется массивным вкраплением текстуры кобальта и золота, а также платиноидов. Месторождения находятся в жильной и пластовой форме.
- Медно-порфировая или гидротермальная. Подобного рода месторождения медной руды имеют в своем составе большую концентрацию серебра и золота, селена и других химических веществ. Кроме этого, все полезные вещества находятся в более высокой концентрации, за счет чего порода востребована. Встречается она крайне редко.
- Карбонатовая. В эту группу входит железомедная и карбонатитовая руда. Стоит учитывать, что эта порода была найдена только на территории ЮАР. Разрабатываемый рудник относится к массивным щелочным породам.
- Скарновая – группа, которая характеризуется локальным расположением в самых различных породах. Характерными свойствами можно назвать небольшие размеры и сложную морфологию. Стоит учитывать, что в данном случае руда, содержащая медь, имеет высокую концентрацию. Однако, металл распределен неравномерно. Разрабатываемые породы имеют концентрацию меди около трех процентов.
Медь практически не встречается, к примеру, как золото, в виде массивных самородков. Наиболее крупным подобным образованием можно назвать месторождение в Северной Америке, масса которого составляет 420 тонн. При 250 видов меди только 20 из них получили широкое распространение в чистом виде, другие используются только в качестве легирующих элементов.
Месторождения медных руд
Медь считается наиболее распространенным металлом, который применяется в самых различных отраслях промышленности. Месторождения медной руды встречаются практически во всех странах. Примером можно назвать открытие месторождения в Аризоне и Неваде. Также добычей медной руды занимаются на Кубе, где распространены залежи оксида. В Перу проводят добычу хлоридных образований.
Применение добытой медной смеси связано с получением различных металлов. Выделяют две основные технологи производства меди:
- гидрометаллургическая;
- пирометаллургическая.
Второй метод предусматривает огневое рафинирование металла. За счет этого руда может обрабатываться практически в любом объеме. Кроме этого, воздействие огня позволяет выделять из породы практически все полезные вещества. Пирометаллургическая технология применяется для выделения меди из породы, которая имеет низкую степень обогащения металлом. Гидрометаллургический метод применяется исключительно для обработки окисленной и самородной породы, которые также имеют низкую концентрацию меди.
В заключение отметим, что медь сегодня включается практически во все сплавы. Ее добавление в качестве легирующего элемента позволяет изменить основные эксплуатационные качества.
Владельцы патента RU 2418872:
Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки смешанных (сульфидно-окисленных) медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы меди. Способ переработки смешанных медных руд включает дробление и измельчение руды. Затем ведут выщелачивание измельченной руды раствором серной кислоты с концентрацией 10-40 г/дм 3 при перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%, продолжительности 10-60 минут. После выщелачивания проводят обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды. Затем объединяют жидкую фазу выщелачивания руды с промывными водами и освобождают объединенный медьсодержащий раствор от твердых взвесей. Из медьсодержащего раствора извлекают медь с получением катодной меди. Из кека выщелачивания ведут флотацию медных минералов при значении рН 2,0-6,0 с получением флотационного концентрата. Технический результат заключается в повышении извлечения меди из руды в товарные продукты, снижении расхода реагентов на флотацию, повышении скорости флотации, снижении затрат на измельчение. 7 з.п. ф-лы, 1 ил., 1 табл.
Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки смешанных (сульфидно-окисленных) медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы меди, а также может быть использовано для переработки минеральных продуктов других цветных металлов.
Переработка медных руд ведется с применением выщелачивания или флотационного обогащения, а также по комбинированным технологиям. Мировая практика переработки медных руд показывает, что степень их окисленности является главным фактором, влияющим на выбор технологических схем и определяющим технологические и технико-экономические показатели переработки руды.
Для переработки смешанных руд разработаны и применяются технологические схемы, различающиеся используемыми методами извлечения металла из руды, методами извлечения металла из растворов выщелачивания, последовательностью методов извлечения, способами разделением твердой и жидкой фаз, организацией потоков фаз и правилами компоновки операций. Совокупность и последовательность методов в технологической схеме определяется в каждом конкретном случае и зависит, в первую очередь, от минеральных форм нахождения меди в руде, содержания меди в руде, состава и природы вмещающих минералов и пород руды.
Известен способ извлечения меди, заключающийся в сухом дроблении руды до крупности 2, 4, 6 мм, выщелачивании с классификацией, последующей флотацией зернистой части руды и осаждением шламовой фракции медного концентрата губчатым железом из шламовой части руды (а.с. СССР N 45572, В03В 7/00, 31.01.36).
Недостатком способа является невысокое извлечение меди и качество медного продукта, для повышения которого требуются дополнительные операции.
Известен способ получения металлов, заключающийся в измельчении исходного материала до крупности фракций, превышающей крупность фракций, необходимой для флотации, выщелачивании серной кислотой в присутствии железного скарба с последующим направлением твердых остатков для флотации осажденной на железном скарбе меди (DE 2602849 В1, С22В 3/02, 30.12.80).
Известен аналогичный способ переработки упорных окисленных медных руд профессора Мостовича (Митрофанов С.И. и др. Комбинированные процессы переработки руд цветных металлов, М., Недра, 1984, стр.50), заключающийся в выщелачивании окисленных медных минералов кислотой, цементации меди из раствора железным порошком, флотации цементной меди из кислого раствора с получением медного концентрата. Способ применен для переработки упорных окисленных руд Кальмакирского месторождения на Алмалыкском горно-металлургическом комбинате.
Недостатками этих способов является высокая стоимость реализации в связи с использованием железного скарба, который вступает в реакцию с кислотой, при этом увеличивается расход как серной кислоты, так и железного скарба; низкое извлечение меди цементацией железным скарбом и флотацией цементных частиц. Способ не применим для переработки смешанных руд и флотационного выделения сульфидных медных минералов.
Наиболее близким к заявленному способу по технической сути является способ переработки сульфидно-окисленных медных руд (Патент РФ №2337159 приоритет 16.04.2007), включающий дробление и измельчение руды до крупности 1,0-4,0 мм, выщелачивание в течение 0,5-2,0 часов измельченной руды раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм 3 при перемешивании, содержании твердой фазы 50-70%, обезвоживание и промывку кека выщелачивания, его измельчение, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания руды, освобождение от твердых взвесей и извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из измельченного кека выщелачивания в щелочной среде с реагентом-регулятором с получением флотационного концентрата.
Недостатками способа являются большой расход реагентов-регуляторов среды для проведения флотации в щелочной среде, недостаточно высокое извлечение меди при флотации из-за оксидных медных минералов, поступающих после выщелачивания крупных частиц, экранирования минералов меди реагентом-регулятором среды, большой расход собирателей для флотации.
В изобретении достигается технический результат, заключающийся в повышении извлечения меди из руды в товарные продукты, снижении расхода реагентов на флотацию, повышении скорости флотации, снижении затрат на измельчение.
Указанный технический результат достигается способом переработки смешанных медных руд, включающим дробление и измельчение руды, выщелачивание измельченной руды раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм 3 при перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%, продолжительностью 10-60 минут, обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания, освобождение объединенного медьсодержащего раствора от твердых взвесей, извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из кека выщелачивания при значении рН 2,0-6,0 с получением флотационного концентрата.
Частные случаи использования изобретения характеризуются тем, что измельчение руды ведут до крупности составляющей от 50-100% класса минус 0,1 мм до 50-70% класса минус 0,074 мм.
Также промывку кека выщелачивания осуществляют одновременно с его обезвоживанием путем фильтрования.
Кроме того, объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей осветлением.
Предпочтительно флотацию проводят с использованием нескольких из следующих собирателей: ксантогенат, диэтилдитиокарбамат натрия, дитиофосфат натрия, аэрофлот, сосновое масло.
Также извлечение меди из медьсодержащего раствора проводят методом жидкостной экстракции и электролизом.
Кроме того, рафинат экстракции, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.
А также отработанный электролит, образующийся при электролизе, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.
Скорость и эффективность выщелачивания минералов меди из руды зависит от крупности частиц руды: чем меньше крупность частиц, тем минералы более доступны для выщелачивания, быстрее и в большей степени растворяются. Для выщелачивания измельчение руды осуществляется до крупности немного больше, чем для флотационного обогащения, т.е. от 50-100% класса минус 0,1 мм, до 50-70% класса минус 0,074 мм, так как после выщелачивания размер частиц уменьшается. Содержание класса крупности при измельчении руды зависит от минерального состава руды, в частности от степени окисленности минералов меди.
После выщелачивания руды осуществляется флотация минералов меди, эффективность которой также зависит от крупности частиц - плохо флотируются крупные частицы и самые мелкие частицы - шламы. При выщелачивании измельченной руды шламовые частицы полностью выщелачиваются, а наиболее крупные уменьшаются в размерах, в результате крупность частиц без проведения дополнительного измельчения соответствует крупности материала требуемой для эффективной флотации частиц минералов.
Перемешивание при выщелачивании измельченной руды обеспечивает повышение скорости массообменных физико-химических процессов, при этом увеличивается извлечение меди в раствор и уменьшается продолжительность процесса.
Выщелачивание измельченной руды эффективно проводится при содержании твердой фазы от 10 до 70%. Увеличение содержания руды при выщелачивании до 70% позволяет повысить производительность процесса, концентрацию серной кислоты, создает условия для трения частиц между собой и их измельчения, а также позволяет уменьшить объем аппаратов для выщелачивания. Выщелачивание при высоком содержании руды приводит к высокой концентрация меди в растворе, что снижает движущую силу растворения минералов и скорость выщелачивания, по сравнению с выщелачиванием при низком содержании твердой фазы.
Выщелачивание руды крупностью минус 0,1-0,074 мм раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм 3 в течение 10-60 минут позволяет получить высокое извлечение меди из окисленных минералов и вторичных сульфидов меди. Скорость растворения окисленных минералов меди в растворе серной кислоты концентрации 10-40 г/дм 3 высокая. После выщелачивания измельченной смешанной медной руды продолжительностью 5-10 минут содержание труднофлотируемых окисленных минералов в руде значительно снижается и составляет менее 30%, таким образом она переходит в технологический сорт сульфидная. Извлечение минералов меди, оставшихся в кеке выщелачивания, можно производить в режиме флотации сульфидных минералов. В результате сернокислотного выщелачивания измельченной смешанной медной руды практически полностью растворяются окисленные минералы меди и до 60% вторичные сульфиды меди. Содержание меди в кеке выщелачивания и нагрузка на флотационное обогащение кека выщелачивания значительно снижаются и соответственно снижается и расход флотореагентов - собирателей.
Предварительная сернокислотная обработка сульфидно-окисленных медных руд позволяет не только удалить труднофлотируемые окисленные минералы меди, но и очистить поверхность сульфидных минералов от окислов и гидроокислов железа, изменить состав поверхностного слоя таким образом, что флотируемость минералов меди повышается. Методом рентгеновской фотоэлектронной спектроскопии установлено, что в результате сернокислотной обработки сульфидов меди происходит изменение элементного и фазового состава поверхности минералов, влияющее на их флотационное поведение - содержание серы повышается в 1,44 раза, меди в 4 раза, а содержание железа снижается в 1,6 раза. Соотношение фаз серы на поверхности после сернокислотной обработки вторичных сульфидов меди существенно изменяется: доля элементной серы возрастает с 10 до 24 % от общей серы, доля сульфатной серы - с 14 до 25 % (см. чертеж: спектры серы S2p (тип гибридизации электронных орбиталей, характеризующийся определенной энергией связи) поверхности сульфидов меди, А - без обработки, Б - после сернокислотной обработки, 1 и 2 - сера в сульфидах, 3 - элементная сера, 4, 5 - сера в сульфатах). С учетом повышения общей серы на поверхности минералов содержание элементной серы возрастает в 3,5 раза, сульфатной серы в 2,6 раза. Исследования состава поверхности также показывают, что в результате сернокислотной обработки содержание оксида железа Fе 2 О 3 на поверхности снижается и увеличивается содержание сульфата железа, снижается содержание сульфида меди Cu 2 S и возрастает содержание сульфата меди.
Таким образом, при выщелачивании измельченной смешанной медной руды происходит изменение состава поверхности сульфидных минералов меди, влияющего на их флотационные качества, в частности:
Повышается содержание на поверхности сульфидных минералов меди элементной серы, обладающей гидрофобными свойствами, что позволяет снизить расход собирателей для флотации медных сульфидных минералов;
Поверхность минералов меди очищается от оксидов и гидрооксидов железа, экранирующих поверхность минералов, поэтому уменьшается взаимодействие минералов с собирателем.
Для дальнейшей переработки продуктов выщелачивания производится обезвоживание кека выщелачивания, которое может быть объединено с промывкой кека выщелачивания, например, на ленточных фильтрах, от содержащейся во влаге кека меди. Для обезвоживания и промывки кека выщелачивания руды применяется разнообразное фильтровальное оборудование, например фильтрующие центрифуги и ленточные вакуум-фильтры, а также осадительные центрифуги и т.д.
Раствор выщелачивания руды и промывные воды кека выщелачивания руды для извлечения находящейся в них меди объединяются и освобождаются от твердых взвесей, так как они ухудшают условия экстракции меди и снижают качество получаемой катодной меди, особенно при использовании процесса жидкостной экстракции органическим экстрагентом. Освобождение от взвесей может производиться наиболее простым способом - осветлением, а также дополнительным фильтрованием.
Из осветленного медьсодержащего раствора выщелачивания руды и промывки кека выщелачивания производится экстракция меди с получением катодной меди. Современным методом извлечения меди из растворов является метод жидкостной экстракции органическим катионообменным экстрагентом. Использованием этого метода позволяет селективно извлекать и концентрировать медь в растворе. После реэкстракции меди из органического экстрагента производится электроэкстракция с получением катодной меди.
При жидкостной экстракции меди из сернокислых растворов органическим экстрагентом образуется рафинат экстракции, который содержит 30-50 г/дм 3 серной кислоты и 2,0-5,0 г/дм 3 меди. Для снижения расхода кислоты на выщелачивание и потерь меди, а также рационального водооборота в технологической схеме рафинат экстракции используют для выщелачивания и для промывки кека выщелачивания. При этом концентрация серной кислоты в остаточной влаге кека выщелачивания повышается.
При электролизе меди из очищенных от примесей, например железа, и концентрированных при жидкостной экстракции медьсодержащих растворов образуется отработанный электролит, с концентрацией 150-180 г/дм 3 серной кислоты и 25-40 г/дм 3 меди. Так же как и рафинат экстракции использование отработанного электролита для выщелачивания и промывки кека выщелачивания позволяет снизить расход свежей кислоты на выщелачивание, потери меди, и рационально использовать водную фазу в технологической схеме. При использовании отработанного электролита на промывку концентрация серной кислоты в остаточной влаге кека выщелачивания повышается.
Измельчение после выщелачивания для флотационного выделения минералов меди не требуется, так как в процессе выщелачивания частицы уменьшаются в размерах и крупность кека выщелачивания соответствует флотационной 60-95% класса минус 0,074 мм.
В России для флотационного обогащения медных минералов используют щелочную среду, что определяется преимущественным применением в качестве собирателей ксантогенатов, которые, как известно, разлагаются в кислых условиях, и, в некоторых случаях, необходимостью депрессии пирита. Для регулирования среды при щелочной флотации в промышленности чаще всего применяют известковое молоко как наиболее дешевый реагент, позволяющий повысить рН до сильнощелочных значений. Поступающий в пульпу флотации с известковым молоком кальций в некоторой степени экранирует поверхность минералов, что снижает их флотируемость, повышает выход продуктов обогащения и снижает их качество.
При переработке смешанных медных руд Удоканского месторождения измельченная руда после сернокислотной обработки промывается от ионов меди кислым рафинатом экстракции, отработанным электролитом и водой. В результате влага кеков выщелачивания имеет кислую среду. Для последующей флотации медных минералов в щелочных условиях необходима промывка большим расходом воды и нейтрализация большим расходом извести, что увеличивает затраты на переработку. Поэтому целесообразно флотационное обогащение сульфидных медных минералов после сернокислотного выщелачивания осуществлять в кислой среде, при значении рН 2,0-6,0 с получением медного концентрата и отвальных хвостов.
Исследованиями показано, что в основной флотации медных минералов из кеков сернокислотного выщелачивания при снижении значения рН содержание меди в концентрате основной флотации постепенно повышается с 5,44% (рН 9) до 10,7% (рН 2) при уменьшении выхода с 21% до 10,71% и снижении извлечения с 92% до 85% (таблица 1).
| Таблица 1 | |||||
| Пример обогащения кеков сернокислотного выщелачивания медной руды Удоканского месторождения при различных значениях рН | |||||
| рН | Продукты | Выход | Содержание меди, % | Извлечение меди, % | |
| г | % | ||||
| 2 | Концентрат основной флотации | 19,44 | 10,71 | 10,77 | 85,07 |
| 38,88 | 21,42 | 0,66 | 10,43 | ||
| Хвосты | 123,18 | 67,87 | 0.09 | 4,5 | |
| Исходная руда | 181,50 | 100,00 | 1,356 | 100,00 | |
| 4 | Концентрат основной флотации | 24,50 | 12,93 | 8,90 | 87,48 |
| Концентрат контрольной флотации | 34,80 | 18,36 | 0,56 | 7,82 | |
| Хвосты | 130,20 | 68,71 | 0,09 | 4,70 | |
| Исходная руда | 189,50 | 100,00 | 1,32 | 100,00 | |
| 5 | Концентрат основной флотации | 32,20 | 16,51 | 8,10 | 92,25 |
| Концентрат контрольной флотации | 17,70 | 9,08 | 0,50 | 3,13 | |
| Хвосты | 145,10 | 74,41 | 0,09 | 4,62 | |
| Исходная руда | 195,00 | 100,00 | 1,45 | 100,00 | |
| 6 | Концентрат основной флотации | 36,70 | 18,82 | 7,12 | 92,89 |
| Концентрат контрольной флотации | 16,00 | 8,21 | 0,45 | 2,56 | |
| Хвосты | 142,30 | 72,97 | 0,09 | 4,55 | |
| Исходная руда | 195,00 | 100,00 | 1,44 | 100,00 | |
| 7 | Концентрат основной флотации | 35,80 | 19,02 | 6,80 | 92,40 |
| Концентрат контрольной флотации | 15,40 | 8,18 | 0,41 | 2,40 | |
| Хвосты | 137,00 | 72,79 | 0,10 | 5,20 | |
| Исходная руда | 188,20 | 100,00 | 1,40 | 100,00 | |
| 8 | Концентрат основной флотации | 37,60 | 19,17 | 6,44 | 92,39 |
| Концентрат контрольной флотации | 14,60 | 7,45 | 0,38 | 2,12 | |
| Хвосты | 143,90 | 73,38 | 0,10 | 5,49 | |
| Исходная руда | 196,10 | 100,00 | 1,34 | 100,00 | |
| 9 | Концентрат основной флотации | 42,70 | 21,46 | 5,44 | 92,26 |
| Концентрат контрольной флотации | 14,30 | 7,19 | 0,37 | 2,10 | |
| Хвосты | 142,00 | 71,36 | 0,10 | 5,64 | |
| Исходная руда | 199,00 | 100,00 | 1,27 | 100,00 |
При контрольной флотации чем ниже значение рН, тем содержание меди в концентрате, выход и извлечение больше. Выход концентрата контрольной флотации в кислой среде большой (18,36%), с повышением значения рН выход этого концентрата снижается до 7%. Извлечение меди в суммарный концентрат основной и контрольной флотации во всем диапазоне исследованных значений рН практически одинаково и составляет около 95%. Извлечение флотацией при более низком значении рН выше по сравнению с извлечением меди при более высоком значении рН, что объясняется большим выходом в концентраты в кислых условиях флотации.
После сернокислотной обработки руды скорость флотации сульфидных медных минералов повышается, время основной и контрольной флотации составляет всего 5 мин в отличие от времени флотации руды -15-20 мин. Скорость флотации сульфидов меди значительно больше, чем скорость разложения ксантогената при низких значениях рН. Лучшие результаты флотационного обогащения достигаются использованием нескольких собирателей из ряда бутиловый ксантогенат калия, дитиофосфат натрия, диэтилдитиокарбамат натрия (ДЭДТК), аэрофлот, сосновое масло.
По остаточной концентрации ксантогената после взаимодействия с сульфидами меди экспериментально определено, что на поверхности минералов, подвергнутых сернокислотной обработке, ксантогената сорбируется в 1,8÷2,6 раза меньше, чем на поверхности без обработки. Этот экспериментальный факт согласуется с данными возрастания содержания элементной серы на поверхности сульфидов меди после сернокислотной обработки, что, как известно, повышает ее гидрофобность. Исследования пенной флотации вторичных сульфидов меди показали (автореферат диссертации «Физико-химические основы комбинированной технологии переработки медных руд Удоканского месторождения» Крылова Л.Н.»), что сернокислотная обработка приводит к повышению извлечения меди в концентрат на 7,2÷10,1%, выхода твердой фазы на 3,3÷5,5% и содержания меди в концентрате на 0,9÷3,7%.
Изобретение поясняется примерами реализации способа:
Смешанная медная руда Удоканского месторождения, содержащая 2,1% меди, из которых 46,2% находятся в окисленных минералах меди, дробилась, измельчалась до крупности 90% класса минус 0,1 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 20%, исходной концентрации серной кислоты 20 г/дм 3 с поддержанием концентрации серной кислоты на уровне 10 г/дм 3 в течение 30 минут. Для выщелачивания использовался рафинат экстракции и отработанный электролит. Кек выщелачивания обезвоживался на вакуумном фильтре и промывался на ленточном фильтре рафинатом экстракции и водой.
Флотационное обогащение кека сернокислотного выщелачивания проводили при рН 5,0 с использованием в качестве собирателей бутилового ксантогената калия и диэтилдитиокарбамата натрия (ДЭДТК) в количестве на 16% меньше, чем для флотации измельченного кека выщелачивания медной руды крупностью 1-4 мм. В результате флотационного обогащения извлечение меди в суммарный сульфидный медный концентрат составило 95,1%. Известь для флотационного обогащения не использовалась, которая при щелочной флотации кека выщелачивания расходуется в количестве до 1200 г/т руды.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды объединялись и осветлялись. Экстракцию меди из растворов проводили раствором органического экстрагента LIX 984N, электролизом меди из медьсодержащего раствора кислоты получали катодную медь. Сквозное извлечение меди из руды по способу составило 91,4%.
Медная руда Чинейского месторождения, содержащая 1,4% меди, в которых 54,5% находятся в окисленных минералах меди, дробилась и измельчалась до крупности 50% класса минус 0,074 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 60%, исходной концентрации серной кислоты 40 г/дм 3 с использованием отработанного электролита. Пульпа выщелачивания обезвоживалась на вакуумном фильтре и промывалась на ленточном фильтре сначала отработанным электролитом и рафинатом экстракции, затем водой. Кек выщелачивания без доизмельчения обогащали флотацией при рН 3,0 с использованием ксантогената и аэрофлота с расходом (общий расход 200 г/т) более низким, чем при флотации руды (расход собирателя 350-400 г/т). Извлечение меди в сульфидный медный концентрат составило 94,6%.
Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды кека выщелачивания объединялись и осветлялись. Экстракцию меди из растворов проводили раствором органического экстрагента LIX, электроэкстракцией меди из медьсодержащего раствора кислоты получали катодную медь. Сквозное извлечение меди из руды в товарные продукты составило 90,3%.
1. Способ переработки смешанных медных руд, включающий дробление и измельчение руды, выщелачивание измельченной руды раствором серной кислоты с концентрацией 10-40 г/дм 3 при перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%, продолжительности 10-60 мин, обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания, освобождение объединенного медьсодержащего раствора от твердых взвесей, извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из кека выщелачивания при значении рН 2,0-6,0 с получением флотационного концентрата.
2. Способ по п.1, в котором измельчение руды ведут до крупности, составляющей от 50-100% класса минус 0,1 мм, до 50-70% класса минус 0,074 мм.
3. Способ по п.1, в котором промывку кека выщелачивания осуществляют одновременно с его обезвоживанием путем фильтрования.
4. Способ по п.1, в котором объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей осветлением.
5. Способ по п.1, в котором флотацию проводят с использованием нескольких из следующих собирателей: ксантогенат, диэтилдитиокарбамат натрия, дитиофосфат натрия, аэрофлот, сосновое масло.
6. Способ по п.1, в котором извлечение меди из медьсодержащего раствора проводят методом жидкостной экстракции и электролизом.
7. Способ по п.6, в котором рафинат экстракции, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.
8. Способ по п.6, в котором отработанный электролит, образующийся при электролизе, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.
Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки смешанных медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы меди