Общие сведения о районе месторождения и его геологическая характеристика

СОДЕРЖАНИЕ

	Введение.
1.	Общие сведения о районе месторождения и его геологическая характеристика.
1.1.	Общие сведения о районе месторождения
1.2.	Условия залегания и морфология рудных тел.
1.3.	Качественная характеристика полезного ископаемого.
1.3.1.	Минеральный состав руд.
1.3.2.	Химический состав руд.
1.3.3.	Физико-механические характеристики.
	Технологическая часть.
2.1.	Выбор и обоснование технологических схем рудоподготовки.
2.1.1.	Краткая характеристика горных работ.
2.1.2.	Выбор и обоснование схем рудоподготовки.
2.1.3.	Расчет схем и выбор оборудования рудоподготовки
2.2.	Практика обогащения колчеданных медных руд.
2.3.	Выбор и обоснование технологической схемы переработки руд.
2.3.1.	Расчёт качественно-количественной схемы.
2.3.2.	Расчет водно-шламовой схемы.
2.3.3 2.3.3.1 2.3.3.2 2.3.3.3	Выбор и расчет основного оборудования переработки руд. Выбор и расчет оборудования для флотации Выбор схемы и оборудования для измельчения 2 стадии Расчет схемы и оборудования для доизмельчения
2.4.	Выбор и расчет вспомогательного оборудования
2.4.1	Выбор контактных чанов
2.4.2	Реагентное отделение.
2.4.3	Выбор оборудования для сгустителей
2.4.4	Выбор оборудования для фильтрования
	Заключение.
	Приложения.
	Список библиографических источников.

Введение

Современная обогатительная фабрика представляет собой комплекс взаимосвязанных агрегатов и механизмов, на которых осуществляются сложные комбинированные технологические схемы и процессы переработки руд.

В развитии цветной металлургии особое место занимает технология и техника обогащения руд. От технологического уровня этой обязательной стадии технологического передела зависит обеспеченность отрасли сырьевыми ресурсами, экономика и техника экономические показатели всех стадий технологического передела, полнота извлечения и комплексность использования минерального сырья.

Совершенствование процессов обогащения руд, являющихся основным и важнейшим звеном в процессе производства металлов. Может обеспечить вовлечение в переработку бедных и забалансовых руд, а также не только наиболее полное и комплексное извлечение цветных металлов, благородных и редких металлов, но и использование в народном хозяйстве сопутствующих минералов как кварц, полевые шпаты, слюда, флюорит, пирит, коалит и другие. А также снизить затраты на рудоподготовку и обогащение, снизить негативное влияние на окружающую среду.

 

Общие сведения о районе месторождения и его геологическая характеристика

Условия залегания и морфология рудных тел

 

На Октябрьском рудном поле в настоящее время известно 64 рудных тела, из них 59 – с балансовыми запасами и 5 – с забалансовыми запасами.(Табл. 1.1)

Качественная характеристика полезного ископаемого

Сырьем для обогатительной фабрики являются медные и медно-цинковые руды Октябрьского месторождения, представляющие собой плотные мелкозернистые массы сульфидов обычно с незначительным присутствием нерудных минералов. В отдельных участках рудных тел количество нерудных минералов возрастает, достигая 10-30% всей массы, и наблюдается постепенный переход к вкрапленным рудам, объемы которых по сравнению со сплошными рудами не значительны, постепенно переходящие к вкрапленным рудам брекчивидной структуры.

На месторождении выделяются следующие промышленные сорта руд: медно-колчеданные; медно-цинково-колчеданные; цинково-колчеданные и серно-колчеданные.

 

Минеральный состав руд

Основными рудообразующими минералами являются пирит, халькопирит, сфалерит и борнит их количественное соотношение колеблется в широких пределах (см. табл. 1.2.). Нерудные минералы представлены кварцем, баритом, карбонатами, серицитом и хлоритом (см. табл. 1.3). Блеклые руды имеют резко подчиненное значение.

Пирит - является главным рудообразующим минералом. Он слагает основную массу сплошных медно-цинковых руд и характеризуется неравномерным распространением. Среднее его содержание около 80%. Зернистость агрегатов пирита колеблется в широких пределах от скрыто кристаллической до грубозернистой (более 1см).

Халькопирит – главный медьсодержащий минерал руды. Среднее его содержание составляет до 2%. В руде халькопирит заполняет промежутки (интерстиции) между идиоморфными зернами пирита, разветвляющиеся трещинки, расположенные вдоль границ пирита, иногда отлагается в серии мелких параллельных трещин. Границы между зернами пирита и халькопирита неровные, зазубренные. Местами пирит и халькопирит образуют тесные срастания. Халькопирит также образует мелкие капле видные эмульсионные выделения в сфалерите, как продукт распада твердых растворов. Размеры таких выделений халькопирита колеблются в пределах от 0,0001 до 0,01мм. Также халькопирит вместе с пиритом встречаются в виде зернистых выделений в сфалеритовой массе. Размер колеблется от20 до 300 мкм. В руде часто наблюдается взаимное проникновение халькопиритовых и сфалеритовых масс. Границы проникновения неровные, зазубренные. После проникновения в поле халькопирита встречаются мелкие выделения сфалерита, а в поле сфалерита-выделения халькопирита.

 

Халькопирит и блеклая руда образуют тесные срастания в сфалеритовой массе. Форма выделения теннантита неправильная. Размер не превышает 0,001мм.

 

Таблица 1.2 - Распределение минералов в руде.

Сорт руды	Массовая доля, %
минерала	элемента
Сфале-рит	Халько-пирит	Пирит	Не рудные минералы	Медь	Цинк
Медно-колчеданные	0,8÷2,2	0,7÷12	75,8÷93,5	5÷10	2,4÷3	0,5÷1,5
Медно-цинковые	6÷13	9,7÷12	65÷70,3	5÷10	2,4÷3	4÷9

 

Таблица 1.3. – Минеральный состав руд.

Рудные минералы	Нерудные минералы
Пирит FeS2	Кварц SiO2
Халькопирит CuFeS2	Серицит
Сфалерит ZnS	Барит ВаSO4
Борнит Cu5FeS4	Кальцит CaCO3
Блеклая руда Cu12(Sb,As)2S4	Рутил TiO2
Халькозин Cu2S	Сфен CaO*TiO2*SiO2
Ковелин CuS	Гипс CaSO4*2H2O
Пирротин FeS
Гематит Fe2O3

Сфалерит -является основным цинкосодержащим минералом и относится к числу главных рудообразующих сульфидов. В руде он характеризуется неравномерностью распределения. Сфалерит встречается в виде рассредоточенной и гнездовой вкрапленности, прожилков, гнейсовидных выделений среди рудных и нерудных минералов. Он наблюдается в виде ассоциации со многими минералами, встречаясь в виде включений в пирите и халькопирите, а также является цементатором зерен пирита, халькопирита и теннантита. В зернистых агрегатах халькопирита сфалерит присутствует в виде мельчайших эмульсионных выделений в виде октаэдрических очертаний, возникших в результате распада твердых растворов. В медно-колчеданных рудах наблюдается замещение пирита халькопиритом и сфалеритом. Замещение происходит равномерно по всему зерну вследствие его хаотично распределенной трещиноватости.

В зависимости от содержания основных минералов руды Октябрьского месторождения делятся на четыре основных группы:

1) сфалеритовую, по качественному минеральному составу характеризуется наличием кварца, пирита и сфалерита;

2) пирит – сфалеритовую, отличается от описываемых групп типичным такситовым строением, когда пирит образует пятна округлой формы 3×5мм (3×10мм);

3) халькопирит-сфалеритовую, здесь четко выделяется 2 подгруппы: а) сфалеритовая с кварцем и небольшим количеством халькопирита; б) халькопиритовая с небольшим количеством сфалерита и значительным содержанием халькопирита;

4) пирит – халькопиритовую, сфалерита и кварца здесь очень мало, 5-7% и 10-15%, соответственно.

Соотношение выделенных групп определяет промышленный сорт руды: медная или медно-цинковая.

 

Химический состав руд

По химическому составу руды представляют собою многокомпонентные смеси сульфидов. Средние массовые доли ценных компонентов, по выделенным типам руд, приведены в табл. 1.4.

 

Таблица 1.4. Средние массовые доли полезных компонентов в рудах октябрьского месторождения

Наименование продукта	Содержание, %	Содержание, г/т
медь	цинк	сера	золото	серебро
Руда медная	4,17	0,32	40,23	1,4	9,7
Медно-цинковая руда	2,69	4,22	34,01	1,9	15,3

 

Рациональный состав медных минералов руды Октябрьского месторождения приведен в табл. 1.5, цинковых минералов – в табл. 1.6.

 

Таблица 1.5. Рациональный состав медных минералов Октябрьского месторождения

Формы соединения меди	Содержание (относительное), %
Медь общая
Медь первичных сульфидов	97,6
Медь вторичных сульфидов	2,2
Медь окисленная и сульфатная	0,2

 

Таблица 1.6. Рациональный состав цинковых минералов Октябрьского месторождения

Формы соединения цинка	Содержание (относительное), %
Цинк общий
Цинк первичных сульфидов	98,3
Цинк окисленный и сульфатный	1,7

 

В соответствии с представленным материалом руды Октябрьского месторождения относятся к первичным колчеданным медным рудам.

Расчет схемы дробления.

 

 

 

1 Дmaх = 500 мм

i = 100 мм d=132мм

I --------------------------------------------- k_з = 0,82

ЩДП n = 1

 

Предварительное грохочение

II----------------------------- а=30

3 4 d=39 мм

КСД i=20

III----------------------------------------------------------------- к_з=0,83

5 n = 1

 

6

 

7

Предварительное грохочение а = 10

III---------------------------

8 9 d = 10 мм

КМД i = 8

IV----------------------------------------------------------------- k_з = 0,77

10 n = 1

	Бункера главного корпуса

β_и = 6%

3

---------------------------------------------I

1 Классификация

β ₄ =40% -----------------------------II

4 6 5

 

2 Класификация ------------------------------------------ III

8

7 -------------------------------------- IV

β₇ =65% 9

 

Рисунок 1. Трехстадиальная схема дробления с замкнутым циклом в третьей стадии.

Рассчитать схему дробления для следующих условий: производительность обогатительной фабрики по руде Q_ф.г.= 1000000 т/г; руда добывается подземным способом; руда характеризуется средней твёрдостью, насыпная масса 2,3 т/м³, крупность максимального куска 500 мм, влажность руды до 6%, характеристики крупности исходной руды и продуктов дробления принять по типовым характеристикам.

Определим производительность главного корпуса:

Под производительностью обогатительной фабрики понимается производительность ее главного цеха, т.е. цеха обогащения, называемого главным корпусом фабрики. При непрерывной круглогодовой работе часовая производительность главного корпуса определяется по формуле [1,стр38]:

,

где; Q_ф.г. – годовая производительность фабрики, т/ч; k_в =0,92 – коэффициент использования оборудования принимаем по таблице 3 [1] для флотационных и магнито-обогатительных фабрик с годовым фондом машинного времени 8060ч. при рабочем времени в году 358 дней; k_н= 1,05 - поправочный коэффициент учитывающий неравномерность тех свойств сырья, которые влияют на производительность оборудования данного цеха (k_н 1). Для углеобогатительных фабрик k_н=1,15, для фабрик других полезных ископаемых k_н=1,0¸1,1, [1,стр38].

 

Определим производительность отделений дробления:

Так как производительность фабрики небольшая Q_ф.г.=1000000т/г., то отделения крупного, среднего и мелкого дробления располагаются в одном корпусе, их режим работы совпадает. По табл.4 [1,стр38]. - рабочая семидневная неделя два выходных дня в неделю, 2 смены в сутки. Чистое время работы оборудования 340 дней в году, 2 смены по 7 часов. Часовая производительность оборудования отделений крупного, среднего и мелкого дробления:

.

Определим общую степень дробления:

,

где: - крупность исходного материала мм; - крупность дроблённого материала мм.

Расчет схемы измельчения

Производительность главного корпуса Q_ф.ч.=130 т/ч или 130/2,3= 56,5 м³/ч. Содержание в исходном питании класса -0,074 мм 6% при крупности исходного материала 10-0 мм, в сливе 1 классификации 50% класса -0,074 мм, в сливе 2 классификации 68% класса -0,074 мм.

Значения b₄ ^¢ и b₇ ^¢ находим по табл. 14 [1, стр. 102], b₄ ^¢ =0,32, b₇^¢=0,44.

Значения R₉ определяем по табл. 42[1, стр. 258], для b₇ ^-0,074= 0,68, R₇= 2,03.

Значения R₈ для спиральных классификаторов обычно лежит в пределах 0,2¸0,25(83¸80%тв), а для гидроциклонов в пределах 0,33-0,5 (75-67%тв). Так как классификацию осуществляем по относительно тонкому классу целесообразно классификацию осуществлять в гидроциклонах, следовательно, значение R₈= 0,33

т/ч

Определение значения Q₈^² производим по формуле 38[1, стр. 104]. Циркулирующую нагрузку принимаем с= 300%, тогда

Q₈^²= Q₈^¢×с_опт= 42,3×3=126,9 т/ч;

Q₈= Q₉ = Q₈^¢ + Q₈^²= 42,3+126,9,5= 169,2 т/ч;

Q₆= 130+169,2=299,2 т/ч;

Q₅= Q₁ *с_опт =130*2=260 т/ч

Q₂= Q₃₌Q₁+ Q₅130+260=390 т/ч.

Производим выбор и расчет оборудования для измельчения.

Расчет мельниц I стадии

За эталонную мельницу принимаем мельницу МШР 2700х3600 при крупности исходного продукта 12-0 мм и содержании в сливе 55 % класса -0,074 мм; имеет удельную производительность по классу -0,074 мм 1,1 т/м³*ч. (5)

По представленной схеме крупность исходного питания 10-0 мм, b^-0.074=6% при содержании в сливе 50% класса – 0,074мм. Разницу между крупностью исходного питания мельницы будем учитывать коэффициентом k_к при расчете удельной производительности проектируемых мельниц.

Для проектируемой фабрики принимаем следующие типоразмеры мельниц:

а) МШР 2700х3600, V=18,4 м³; б) МШР 4000х5000, V=58,2 м³;в) МШР 4500х5000, V=74,3 м³.

Удельную производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу определяем по формуле 120 [1, стр. 231].

q=q₁*k_и*k_к*k_D*k_т

где: q – удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчётному классу, т/(м³*ч);

q₁ – удельная производительность работающей мельницы по тому же классу, т/(м³*ч);

k_и – коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды;

k_к – коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой обогатительных фабриках;

k_D – коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой работающей мельниц;

k_т – коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц.

k_и= 1,0, так как тип руды идентичен действующей обогатительной фабрики; k_т =1,0, тип мельницы на проектируемой фабрике выбрали аналогично действующей.

Определяем значение k_D по формуле:

где D и D₁ – соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей (эталонной) мельниц.

Определяем значение коэффициента k_к по формуле 121 [1,стр231]

 

k_к = m₂/m₁, (1.25)

где m₁-относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей обогатительной фабрике, при крупности исходного и конечного продуктов, которые имеют место на фабрике; m₂- то же, для руды,проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов.

a) Определяем значение m₂ по табл.33 [1,стр232] для проектируемых условий измельчения: крупность исходного продукта 10—0мм (b^-0,074= 6%), содержание класса – 0,074 мм в конечном продукте 50 %.

b) Определяем значение m₁ по табл.33 [1,стр232] для условий измельчения действующей мельницы: крупность исходного продукта 12 — 0 мм (b^-0,074= 6%), содержание класса – 0,074 мм в конечном продукте 55 %.

k_к = m₂/m₁ = 1,1/0,99 = 1,02.

Определяем значение k_D по формуле (1.21)

а) МШР 2700х3600, k_D =1,0; б) МШР 4000х5000, k_D =1,23; в) МШР 4500х5000, k_D =1,3

Определяем удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу -0,074 мм для мельниц

а) МШР 2700х3600, q = 1,1*1*1,02*1,0*1,0 = 1,12т/(м³∙ ч);

б) МШР 4000х5000, q = 1,1*1*1,02*1,23*1,0 = 1,38т/(м³∙ ч);

в) МШР 4500х5000, q 1,1*1*1,02*1,3*1,0 = 1,46 т/(м³∙ ч).

Определяем производительность мельниц по руде по формуле (1.20)

а) для мельницы МШР2700х3600; Q_м = 1,12*1,84 / (0,5 - 0,06) = 182,5 т/ч;

б) для мельницы МШР 4000х5000; Q_м 1,38*58,2 / (0,5 - 0,06) =182,5 т/ч;

в) для мельницы МШР 4500х5000; Q_м = 1,46*74,3/ (0,5 - 0,06) = 246,5 т/ч.

Определяем расчётное число мельниц по формуле (1.21)

а) МШР 2700х3600 n = 130/46,8 = 2,8, принимаем n = 3;

б) МШР 4000х5000 n = 130/182,5= 0,7, принимаем n = 1;

в) МШР 4500х5000 n = 130/246,5 = 0,52, принимаем n = 1.

Технические характеристики вариантов мельниц приведены в таблице 2.8.

Таблица 2.8 Варианты установки мельниц

Типоразмер	Количество мельниц, шт.	Масса, т	Мощность, кВт	Коэффициент запаса
по расчету	к установ.	одной	всех	одной	всех
МШР 4500х5000	0,52						1: 0,52=2
МШР 4000х5000	0,7						1:0,7=1,33
МШР 2700х3600	2,8						3:2,8=1,07

Вариант установки одной мельницы типоразмера МШР 4000х5000 является наиболее выгодным. Принимаем к установке 1 мельницу типоразмера МШР 4000х5000.

Расчет мельниц II стадии

За эталонную мельницу принимаем мельницу МШЦ 2700х3600 при содержании класса -0,074 мм в питании 55% и конечном продукте 75% имеет удельную производительность 0,8 т/м3*ч. (5)

По представленной схеме содержание класса -0,074 мм в питании 50%, в конечном продукте 68%.

Для проектируемой фабрики принимаем следующие типоразмеры мельниц:

а) МШР 2700х3600, V=18,4 м³; б) МШР 3200х3100, V=22,6 м³;в) МШР 3600х4000, V=37,4 м³.

Удельную производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу определяем по формуле 120 [1, стр. 231].

q=q₁*k_и*k_к*k_D*k_т

где: q – удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчётному классу, т/(м³*ч);

q₁ – удельная производительность работающей мельницы по тому же классу, т/(м³*ч);

k_и – коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды;

k_к – коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой обогатительных фабриках;

k_D – коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой работающей мельниц;

k_т – коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц.

k_и= 1,0, так как тип руды идентичен действующей обогатительной фабрики; k_т =1,0, тип мельницы на проектируемой фабрике выбрали аналогично действующей.

Определяем значение k_D по формуле:

где D и D₁ – соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей (эталонной) мельниц.

Определяем значение коэффициента k_к по формуле 121 [1,стр231]

 

k_к = m₂/m₁, (1.25)

где m₁-относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей обогатительной фабрике, при крупности исходного и конечного продуктов, которые имеют место на фабрике; m₂- то же, для руды,проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов.

a) Определяем значение m₂

b) Определяем значение m₁

k_к = m₂/m₁ = 0,97/1,1 = 0,88.

Определяем значение k_D по формуле (1.21)

а) МШР 2700х3600, k_D =1,0; б) МШР 3200х3100, k_D =1,0,6; в) МШР 3600х4000, k_D =1,16

Определяем удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу -0,074 мм для мельниц

а) МШР 2700х3600, q = 0,8*1*0,88*1*1,15 = 0,81т/(м³∙ ч);

б) МШР 3200х3100, q = 0,8*1*0,88*1,06*1,15 = 0,86/(м³∙ ч);

в) МШР 4500х5000, q=0,8*1*0,88*1,16*1,15 = 0,94 т/(м³∙ ч).

Определяем производительность мельниц по руде по формуле (1.20)

а) для мельницы МШР2700х3600; Q_м = 0,81*1,84 / (0,68-0,5) = 82,8 т/ч;

б) для мельницы МШР 3200х3100; Q_м= 0,86*22,6 / (0,68-0,5) =107,9 т/ч;

в) для мельницы МШР 3600х4000; Q_м = 0,94х37,4/ (0,68-0,5) = 195,3 т/ч.

Определяем расчётное число мельниц по формуле (1.21)

а) МШР 2700х3600 n = 130/82,8 = 1,6, принимаем n = 2;

б) МШР 3200х3100 n = 130/107,9=1,2, принимаем n = 2;

в) МШР 3600х4000 n = 130/195,3=0,66, принимаем n = 1.

Технические характеристики вариантов мельниц приведены в таблице 2.8.

Таблица 2.8 Варианты установки мельниц

Типоразмер	Количество мельниц, шт.	Масса, т	Мощность, кВт	Коэффициент запаса
по расчету	к установ.	одной	всех	одной	всех
МШР 3600х4000	0,66						1/0,66=1,25
МШР 3200х3100	1,2		92,6	185,2			2/1,2=1,7
МШР 2700х3600	1,6						2/1,6=1,25

Вариант установки одной мельницы типоразмера МШР 3600х4000 является наиболее выгодным. Принимаем к установке 1 мельницу типоразмера МШР 3600х4000.

 

Расчет флотационных машин

Пример расчета рассмотрим на операции межцикловой флотации.

Определим минутный дебит пульпы

Для пневмомеханических машин равно:

 

Для данной операции подбираем машину с объемом камеры 16,0м³, время флотации для данной операции 12 мин. Определяем количество камер:

где n – требуемое число камер флотомашин для операции;

V – количество пульпы, поступающее в операцию, м³/мин;

t - продолжительность флотации в рассматриваемой операции, мин;

Vк – геометрический объем камеры, м³;

К – отношение объема пульпы в камере при работе флотационной машины к геометрическому объему камеры, К = 0,7 – 0,8.

 

к установке принимаем 5 камер.

 

Аналогично производится расчет флотационных машин для других операций. Результаты расчета приведены в таблице 2.1

 

Таблица 2.12.

Результаты расчета потребного количества камер флотационных машин.

 

Нименование операций	Поступающий объем пульпы, м.куб/мин	Время флотации,мин	Тип флотомашин	Объем камеры	Расчётное число кам.	Устанавливаемое число камер
Межцикловая флотация	3,6		РИФ		5,1
Cu головка	11,7		РИФ		10,1
Основная Cu флотация	11,4		РИФ		9,8
1 Cu перечистка	1,3		РИФ	3,5	4,7
2 Cu перечистка	0,99		РИФ	3,5	3,9
Контрольная Cu флотация	11,1		РИФ		10,4
Итого:

 

Таблица 2.13.

Технические характеристики модульных пневмомеханических флотационных машин

Тип флотомашины	Вместимость камеры, м^3	Производительность по потоку пульпы м^3/ч не более	Мощность привода импеллера, кВт	частота вращения привода импеллера, об/мин	Напряжение питания, В	Удельная потребляемая мощность на м^3 объема камеры, кВт/м^3,не более	Удельный расход воздуха на камеру м^3/мин/м^2 площади камеры
РИФ-16	16±0,8	16,0	18,5/22		380+19	0,9	1,0
РИФ-3,5	3,5±0,16				380+19	1,5	1,0

 

В таблице 2.13 приведены технические характеристики модульных пневмомеханических флотационных машин

Компоновка флотомашин

После расчета потребного количества камер производится их компоновка. Машины следует размещать компактно, с учетом удобства, ремонта и регулировки при минимальном количестве установленных насосов. Необходимо стремится к уменьшению объемов перекачиваемых продуктов, к сокращению высоты подъема и расстояний перекачивания, по возможности уменьшить количество перекачиваемых продуктов. Основной поток пульпы должен идти самотеком. В большинстве случаев флотационные машины компонуются по уступчатой - одноэтажной схеме, обеспечивающий максимальный самотек продукта. Иногда в зависимости от рельефа местности, применяется установка всех машин на одном уровне.

В прямоточной нитке машины рекомендуется устанавливать:

для флотомашин вместимостью камер от 0,2 до 8,5 м³ – не более 6-8 камер;

для флотомашин вместимостью камер от 16 до 63 м³ – не более 4 камер.

 

Расчет схемы

27 b_с = 86%

3классификация ------------------------------------VI

b_с = 95%17 18

Cu головка -------------------------------VII

19

Рисунок 10. Схема доизмельчения

Произведем расчет схемы доизмельчения аналогично расчету схемы А¢ по рис.11.

b_и = 86%

Предварит. классификация

18^¢

 

Поверочная классификация

18^²

b_с = 95% 17

Cu головка

Рисунок 11 Схема А¢ доизмельчения

Выход продукта g₁₈^¢ определяем по формуле 40[1, стр. 105]. Значения b₁₇ ^¢ и b₂₇ ^¢ находим по табл. 14 [1, стр. 102], b₁₇ ^¢ =0,805, b₂₇^¢=0,66.

Значения R₁₇, R₁₈ определяем по приложению 3, R₁₇= 5,7; R₁₈= 0,54

т/ч

Определение значения Q₁₈^² производим по формуле 38[1, стр. 104].,

Q₁₈^²= Q₁₈^¢×с_опт=5,1×5=25,5 т/ч;

Q₁₈= Q₁₈^¢ + Q₁₈^²= 5,1+25,5=30,6 т/ч;

Q₁₇= Q₂₇=27,92 т/ч;

Q₁₉= Q₁₈=30,6 т/ч;

Q₁₆= Q₂₇+ Q₁₉= 27,92+30,6=58,5/ч.

Производим выбор оборудования для доизмельчения.

 

Реагентное отделение.

 

Основной метод обогащения медных сульфидных руд – флотация. При флотации сульфиды легко отделяются от пустой породы. Обычно все сульфиды меди лучше флотируют в известковой среде при рН=8-10; одновременно известь подавляет пирит.

Хорошими собирателями всех сульфидов меди являются ксантогенаты.

При флотации данного типа руд, целесообразно, в первую очередь флотировать вторичные сульфиды меди.

Выбор типа и расхода реагентов зависит от принятой технологической схемы флотации и производится на основе данных работы действующих фабрик или результатов промышленных испытаний. При выборе типа реагента следует учитывать, что флотационные реагенты должны удовлетворять следующим основным требованиям:

1) иметь постоянный состав;

2) быть нетоксичными;

3) хорошо растворяться в воде;

4) действовать селективно;

5) быть эффективными;

6) иметь невысокую стоимость.

Бутиловый ксантогенат – С₄Н₉ОCSSK

Ксантогенаты - гетерополярные сульфгидрильные собиратели.

Бутиловый ксантогенат калия обладает высокой флотационной активностью и гидрофобизирующим действием. Собиратель всех сульфидных минералов.

Ксантогенаты получают при взаимодействии сероуглерода, спирта и щелочи по реакции:

ROH+CS₂+KOH=ROCS-SK+H₂O.

где R–углеродный радикал.

Ксантогенаты щелочных металлов – кристаллические вещества желтого цвета со специфическим запахом, обусловленным следами меркаптанов, хорошо растворяются в воде.

Все ксантогенаты – горючие вещества, пылевоздушные смеси их взрывоопасны.

Гидролиз ксантогената не желателен, так как продукты его распада не обладают коллектирующими свойствами. Скорость гидролиза, а следовательно и скорость разложения ксантогената, выше в кислой пульпе, чем в щелочной. Поэтому флотацию ксантогенатом желательно вести в щелочной среде. Взаимодействие ксантогената с поверхностью минералов происходит за счет химической адсорбции с образованием поверхностных соединений - ксантогенатов металлов:

ROCSSK ↔ ROCSS^- + К⁺.

Закрепление ROCSS^- на поверхности происходит в результате
взаимодействия его с катионами поверхности.

Механизм действия состоит в следующем: ксантогенат относится к гетерополярным анионным собирателям. Его молекула диссоциирует на ионы:

 

C₄H₉OCSSК C₄H₉OCSS^- + К⁺

Рис.2.12. Схема строения гетерополярной молекулы реагента собирателя

Флотоактивным ионом является анион, состоящий из солидофильной группы, обеспечивающей избирательное прочное закрепление флотоактивного иона на поверхности минерала, и углеводородного радикала, обеспечивающего гидрофобизацию поверхности. Флотоактивный ион ксантогената закрепляется с образованием поверхностных соединений, взаимодействуя с катионами поверхности. Образуются ксантогенаты металлов (K_xMe).

 

 

Рис.2.13 Схема характера закрепления гетерополярной молекулы реагента-собирателя на поверхности минерала

 

Прочность закрепления определяется растворимостью ксантогената металла. Чем легче растворяется ксантогенат металла, тем менее прочнее ксантогенат закрепляется на поверхности. Ионы ксантогената могут вытесняться с поверхности ионами S, ОН, SH. Ксантогенаты не обладают вспенивающими свойствами. Для закрепления ксантогената необходимо частичное, незначительное окисление поверхности сульфидов. На свежее обнаженной поверхности сульфидов ксантогенат не закрепляется.

Особенности: Kx – ядовит, не обладает вспенивающими свойствами. Под влиянием влаги или углекислоты воздуха, а так же в кислой среде разлагается с выделением сероуглерода. Он тяжелее воздуха и может скапливаться в нижних слоях помещения. Действие паров Кх аналогично действию сероуглерода.