Выполнить проект обогатительной фабрики по переработке медно-никелевых руд

Измельченная руда после мельницы является неоднородным по крупности  продуктом. Кроме того, в крупных  классах присутствует значительное количество нераскрытых сростков ценных минералов с пустой породой.

Измельченную руду направляют на гидравлическую классификацию, которая позволяет выделить сростки и крупные классы в пески, а раскрытые тонкие частицы в слив.

Гидравлическая классификация  производится в гидравлических классификаторах  и гидроциклонах. На показатели работы гидроциклонов влияют содержание твердого в питании и его гранулометрия, форма и геометрические размеры гидроциклона, а также питающий и разгрузочный насадок, давление на входе.

Концентрация ценных минералов  никеля и меди достигаются на фабрике  с использованием процесса флотации. Единым является разделение схем флотации на 2 крупных блока: рудный цикл флотации и перечистной цикл.

Рудный цикл флотации состоит из 3 операций: межцикловой флотации, основной флотации и контрольной флотации.

 По схеме коллективной флотации  измельчение руды в 1 стадии осуществляется до 40-50% класса -0,074 мм, после чего руда направляется на классификацию, а затем на межцикловую флотацию.

Собиратели (бутиловый, амиловый ксантогенаты, бутиловый дитиофосфат или их сочетания) лучше подавать в мельницы, где они могут взаимодействовать со свежеобнаженной поверхностью пирротина, способного к быстрому окислению.       Последующая основная флотация проводится при доизмельчении хвостов межцикловой флотации до крупности 80% класса -0,074 мм.

Межцикловая и основная флотации проводятся, как правило, в открытом цикле, а получаемые промпродукты перерабатываются в отдельном цикле при до измельчении до 80% класса -0,074 мм. Получаемые в этом цикле концентраты объединяются с концентратами основной флотации.

Иногда для повышения технологических показателей обогащения применяется раздельная флотация песков и шламов с подачей дополнительного собирателя - аполярного масла (керосин, машинное масло и т. п.)

 Коллективная флотация никеля  и медьсодержащих сульфидов, как правило, осуществляется в щелочных средах (рН=9,5-9,8), создаваемых кальцинированной содой, а последующая селекция – при рН = 11,0-11,5 в присутствии извести /14/.

  Снижение извлечения никеля  тем интенсивней, чем выше качество  концентрата и беднее исходная руда. В условиях действующего стандарта ОФ-1 при исходном содержании никеля 0,55% снижение качества концентрата на 0,1% против 5,7-5,8% соответствует повышению извлечения на 0,1%. Самый простой способ повысить извлечение цветных металлов из вкрапленных медно-никелевых руд – это снизить качество концентрата.

      Чтобы в конечном концентрате не было влаги, на фабрике необходимы процессы обезвоживания.

На запроектированной фабрике предусматривается сгущение концентрата в сгустителях корпуса сгущения. Сливы сгустителей, а также вакуум-фильтров являются отвальными, разгрузка сгустителей направлялась в цех обжига.

Для сгущения концентрата применяем  цилиндрические сгустители как наиболее производительное оборудование, дающее высокое содержание твердой фазы в сгущенном материале. Для повышения эффективности сгущения на фабрике используется флокулянт – Магнафлок 336.

Сгущенный продукт с высоким содержанием твердого подвергается фильтрованию, которое обычно проводится в вакуум-фильтрах непрерывного действия. Жидкая фаза проходит через перегородку и удаляется в виде слива, а твердые частички задерживаются на ее поверхности в виде слоя – кека, который и направляется на последнюю стадию обезвоживания – сушку, где влага испаряется и уходит в атмосферу. Конечным продуктом сушки является медно-никелевый концентрат.

Технологическая схема обогащения медно-никелевых руд проектируемой  фабрике показана на рисунке 1.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2.2. Расчет схемы дробления

 

Исходные данные:

Q _ф.г = 35 млн. т/г;

насыпная плотность руды ρ_н=1,9 т/м³;

Dmax = 1000 мм,

dmax = 12 мм.

α = 0,54

Схема дробления медно-никелевых  руд представлена на рисунке 2.

1. Определяем часовую производительность отделения крупного дробления, принимая режим его работы по режиму рудника с открытыми работами (непрерывная 7-дневная неделя, 3 смены, 8 часов в сутки)

 

Q _к.д.ч = Q_ф.г / 340*3*8 = 35000000/ 340*3*8 = 4289,21 т/ч.

2. Предусматриваем склад крупнодробленой руды и работу отделений среднего и мелкого дробления принимаем по семидневной неделе при сменах с коэффициентом использования оборудования К _в = 0,83:

 

Q _см.д.ч = Q _{ф. г} / 365 * 24 К _в = 35000000 ^/ 365 * 24 * 0,83 = 4813,77 т/ч.

3. Определяем общую степень дробления  S по схеме:

 

S = D₁ / D₁₁ = 1000 / 12 = 83,4

Средняя степень дробления:

 

S _ср  = ³

S =  ³ 83,4 4,37

Принимаем в первых двух стадиях  степени дробления S ₁ = S₂ = 4 и определяем степень дробления для замкнутого цикла:

 

S ₃ = S / S₁ * S₂ = 83,4 /  4 * 4 = 5,2

 

 

 

Рис.2 Схема дробления медно – никелевых руд

 

 

4. Находим условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления:

 

D₅ = D₁/S₁  = 1000 /4 = 250 мм;

 

D₉ = D₁/S₁ S₂= 1000 /4*4 = 62,5

65 мм;

 

D₁₂ = D₁/S₁ S₂ S₃ = 1000/4*4*5,2 = 12 мм

5. Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в I и II стадиях дробления:

i_II = D₅/Z_II = 250/1,45

180 мм;

значение Z_II снимаем с типовой характеристики крупности конусных дробилок для средних по крепости руд.

Для II стадии:

i_{IV =} D₉ / Z_IV = 65 / 2,1 = 30 мм;

значение Z _IV находим по таблице для дробилок КСД-2200.

6. Учитывая крупность конечного продукта –12 мм, желательно дробилку мелкого дробления устанавливать на минимальную выпускную щель, т.е. 5-6 мм, но дробилки больших размеров при таких малых щелях трудно устойчиво эксплуатировать. Практика показывает, что возможный размер щели 7-8 мм. Примем i_VI= 7мм. 
7. Намечаем размеры отверстий грохотов для I и II стадий дробления      (операции I и III):

а= 200 мм, E_I = 70% ( неподвижный колосниковый грохот );

а= 60 мм, E_III = 85% ( вибрационный грохот ).

8. Для III стадии дробления (операция V): 

В замкнутом цикле  предусмотрим вибрационные грохоты  с размером отверстий сита 12 мм и эффективностью E_V = 85 %.

9. Проверяем соответствие выбранной схемы и степеней дробления выпускаемому заводами оборудованию.

Q₁ = Q_кдч = 4289,21 т/ч.

10. Построим характеристики крупности , β _II^+d, β _IV^+d, β _VI^+d  при выбранных размерах выпускных щелей дробилок. Характеристику β _II^+d построим по типовой как геометрически подобную для максимального куска D1 = 1000 мм. Перечет от типовых дан в таблице 6 и 7, а характеристики построены на рисунке 3 и 4.

 

 

Таблица 6 – Перечет  типовой характеристики в характеристики исходной руды

Суммарный выход класса по плюсу, %		Крупность класса, мм
5		1000
13		830
35		553
67		276
85		138

 

Таблица 7 – Перечет  типовых характеристик для среднего и мелкого дробления

Суммарный выход класса по плюсу, %		Крупность класса продукта среднего дробления, мм		Крупность класса продукта мелкого дробления, мм
5		64		27
11		51,2		21,6
22		38,4		16,2
40		25,6		10,8
66		12,5		5,4
80		6,4		2,7

 

 

Рис.3. Характеристика крупности исходной руды.

 

Рис.4. Характеристика крупности продуктов 7 и 11.

 

 

11. Расчет I стадии дробления :

Q₄ = Q_{1 *} β_{1 *} E₁ = Q₁ * β₁^-200 * E₁^-200 = 4289,21 * 0,23 * 0,70 = 590,56 т/ч;

Q₂ = Q₁ – Q₄ = 4289,21  - 590,56  = 3698,65 т/ч;

Значение β₁^-200 берем с рисунка 3.

12. Для II стадии:

Q₈ = Q₁ β₅^-60 E^-60 = 4289,21 *0,92*0,85 = 3354,16т/ч;

Q₆ = Q₁- Q₈ =  4289,21 –3354,16= 985,05т/ч

13. Для III стадии :

Q₁₀ = Q₉ (1/E_v^-12 + β₉^-12) = 1415 ( 1/0,85 + 0,60) = 2513,70т/ч;

Q₁₁ = Q₁ – Q₁₀ = 4289,21 – 2513,70 = 1775,51т/ч;

Значения β _VI^-12 берем с рисунка 4.

14. Требования к дробилкам, полученные в результате расчета, сводим в таблицу 8. Объемную производительность находим путем деления массовой производительности на насыпную плотность ( ρ_н=1,9 т/м³  ).

 

Таблица 8. - Требования к дробилкам, полученные в результате расчета

Стадии дробления	I	II	III
Размер наибольшего  куска в питании, мм	1000	250	65
Ширина разгрузочной щели, мм	180	30	7
Производительность: Q, т/ч Q, м3/ч	3698,65 1849,32	985,05 518,44	1775,51 934,47

 

15.  С учетом требований к дробилкам на основании их технических характеристик выбираем типоразмер для каждой стадии дробления и определяем потребное количество дробильных машин для обеспечения заданной производительности.

Потребное число дробилок, работающих в открытом цикле:

                                       

  nдр = Qрасч / Qi

где Qрасч - требуемая объёмная производительность данной стадии дробления, м3/ч; Qi -производительность дробилки выбранного типоразмера при  требуемом размере выходной щели i, м3/ч.

 

1 стадия дробления:

ККД -1500/180, Q= 1450 м³/ч. 

    n_др = Q_расч / Q_i  = 3698,65 / 1450 *1,9 = 1,3 => 2 дробилки ККД- 1500/180.

ККД- 1350/180,   Q= 1200 м³/ч.

n_др = Q_расч / Q_i  = 3698,65 / 1200*1,9 = 1,6 =>  2 дробилки ККД 1350/180.

 

2 стадия дробления:

КСД-2200Гр, Q = 360-610 м³/ч.

    n_др = Q_расч / Q_i  =  985,05 / 360*1,9 =1,44 => 2 дробилки КСД-2200Гр

КСД- 3000Т , Q = 425 - 850 м³/ч.

    n_др = Q_расч / Q_i  =  985,05/ 510*1,9 = 1,01=> 2дробилки КСД-2200Гр

 

3 стадия дробления:

КМД -2200Т1, Q = 160 – 220 м³/ч,

    n_др = Q_расч / Q_{i  *} К_ц =1775,51/ (338,2*1,3)= 4,03=> 4 дробилки КМД -2200Т1

где К_ц- коэффициент крупности для замкнутого цикла (1,3 – 1,4)

КМД-3000Т , Q = 320 – 440 м³/ч,

    n_др = Q_расч / Q_{i  *} К_ц =1775,51/ (640,3*1,3)= 2,13 => 2 дробилки КМД -3000Т

 

16. Определяем коэффициент загрузки дробилок:
1. ККД -1500/180: K₁ = Q₃ / Q_др *n = 3698,65 / 1450*1,9*2 = 1,05;