ВУЗ: Не указан
Категория: Не указан
Дисциплина: Не указана
Добавлен: 16.10.2024
Просмотров: 120
Скачиваний: 0
чение 15—25 мин при pH = 4ч-4,5. Хвосты подвергают контроль ной флотации для доизвлечения остатков цементной меди и сульфи дов. Показатели флотации существенно зависят от результатов предшествующих технологических операций и, особенно цементации, поскольку солевой состав раствора и свойства цементного осадка влияют на извлечение меди в медный концентрат.
Хвосты от флотационного обогащения направляют на магнитную сепарацию. Магнитный продукт возвращают на цементацию, что позволяет не только снизить расход осадителя, но и несколько по высить общее извлечение меди (последняя частично остается на скрапе в виде плотных сцеплений).
При содержании в руде заметных количеств сульфатной меди практикуют предварительную ее отмывку. В этом случае продукты отмывки перерабатывают раздельно: раствор поступает на цемента цию, а твердый остаток — на стандартное флотационное обогащение. Промывку проводят подкисленными растворами, используя для этой цели сгустители или барабанные аппараты.
Приведенный ниже технико-экономический анализ гидрометал лургической переработки смешанных руд основан на данных работы
[7, с. 248—56].
Эффективность комбинированных схем зависит от типа руд, со держания в них меди, а также от расхода и стоимости серной кислоты и осадителя.
Согласно данным табл. 27 по сравнению со схемой прямой фло тации комбинированные схемы 1 и 2 позволяют повысить общее извлечение меди на 25—30%. Однако и расходы на переработку 1 т руды возрастают на 23—30%. Поэтому применение комбинирован ных схем оправдано при условии, если затраты на дополнительную обработку окупаются стоимостью доизвлеченной меди.
С ростом содержания меди в руде несколько (4—6%) повышаются удельные затраты на ее переработку в связи с увеличивающимся расходом кислоты и осадителя. Вполне понятно, что с учетом со держания меди в обрабатываемой руд:е и достигаемого ее извлечения характер зависимости удельных затрат в расчете на 1 т меди будет обратным.
Для определения рентабельного содержания меди в руде X , пере рабатываемой по комбинированной схеме, предложена следующая зависимость [7, с. 255]:
|
v |
_ |
(А + В + С + D + Е) 100 |
||
|
А |
— |
|
|
Уц |
где |
А — удельные |
затраты |
при обогащении руды по схеме |
||
В, |
прямой флотации; |
|
|||
С,' D ‘— затраты на |
1 т руды соответственно серной кислоты, |
||||
|
осадителя, вспомогательных материалов; |
||||
|
Е — дополнительные к |
схеме прямой флотации удель |
|||
|
ные амортизационные отчисления; |
||||
|
Y — отпускная |
цена 1 |
т меди в концентрате; |
||
|
Т1 — извлечение |
меди |
в концентрат. |
178
|
|
|
Таблица 27 |
Показатели переработки смешанных руд по схеме прямой |
|
||
флотации и двум комбинированным схемам |
|
||
|
Содержание Си, |
уел. ед. |
|
Показатели |
|
|
|
0,56 |
0,66 |
0,80 |
1,00 |
Прямая флотация
Извлечение Си, |
% . . . . |
26,3 |
31,6 |
38,2 |
41,8 |
Себестоимость |
переработки |
100,0 |
|
|
|
1 т руды, % ......................... |
|
100,0 |
101,7 |
101,7 |
|
|
1. |
Комбинированная схема |
|
|
|
Извлечение Си, |
%' . . . . |
59,0 |
62,0 |
68,5 |
74,1 |
Себестоимость |
переработки |
|
|
|
|
1 т руды, % ......................... |
|
100,0 |
101,1 |
104,1 |
105,6 |
То же, по сравнению с пря- |
|
|
|
|
|
мой флотацией..................... |
125,7 |
127,0 |
128,8 |
130,3 |
|
Себестоимость |
1 т меди, до- |
|
|
|
|
извлеченной в |
концентрат, |
|
|
|
|
% ....................................... |
|
100,0 |
96,8 |
92,8 |
72,1 |
|
2. Флотация — переработка хвостов по схеме ВОФ |
|
|||
Извлечение Си, |
% . . . . |
59,5 |
61,4 |
69,0 |
74,6 |
Себестоимость |
переработки |
|
|
|
|
1 т руды, % ......................... |
|
100,0 |
100,7 |
104,1 |
104,9 |
То же, по сравнению со схе |
91,6 |
91,2 |
91,4 |
91,0 |
|
мой 1 ..................................... |
1 т меди, до- |
||||
Себестоимость |
|
|
|
|
|
извлеченной в |
концентрат, |
100,0 |
|
90,9 |
71,6 |
% ...................................... |
|
100,0 |
|||
То же, по сравнению со схе |
62,3 |
64,3 |
61,0 |
61,8 |
|
мой 1 ......................... |
. . . |
При комбинированных схемах обогащения улучшается качество концентратов и сокращается их выход, что обеспечивает более высокие показатели при металлургическом производстве. Поэтому совместный 'анализ технико-экономических показателей обогати тельного и металлургического переделов дополнительно снижает значение рентабельной сортности руды, вовлекаемой в переработку.
В табл. 28 приведены основные показатели процесса ВОФ для некоторых зарубежных предприятий х. Ниже более подробно опи сана практика работы фабрик Хайден (наиболее крупная установка) и Коппер Кипрус (как пример, с использованием предварительной отмывки руды).1
1 Практика работы завода фирмы, «Инспирейшн» (США) будет рассмотрена в следующей главе при анализе технологических схем с использованием перколяционного выщелачивания.
12* |
179 |
Некоторые данные переработки смешанных руд по схеме ВОФ на зарубежных предприятиях |
|
Таблица 28 |
||||||||
|
|
|||||||||
Показатели |
|
Хайден |
|
Б ыотт |
Багдад |
Огайо (США) |
Розита |
|
Майами |
|
|
(США) |
|
(США) |
(США) |
(Канада) |
|
(США) |
|||
Производительность по руде, тыс. т/сут |
24,0 |
|
42 |
3,5 |
У |
1,5 |
|
|
8,0 |
|
Содержание Си, % : |
|
0,85—0,9 |
0,97— 1,6 |
0,7— 1,2 |
0,42 |
|
|
0,6—0,8 |
||
общей .............................................. |
|
|
— |
|
||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
окисленной ...................................... |
|
0,27 |
0,18—0,21 |
0,2—0,3 |
|
0,13 |
— |
|
0,4—0,5 |
|
Выщелачивание: |
|
Реактор |
|
Реактор |
3 реактора |
3 |
реактора |
Реакторы |
3 |
реактора |
аппарат (размеры, м ) ..................... |
|
|||||||||
продолжительность, |
. . . . . . |
( d - 12) |
(7,8X3,6) |
(d6,l) |
|
(3X3 м) |
(1,8Х 1,8 м) |
(6,1X9,15) |
||
1—2 |
|
— |
1,5 |
|
0,5 |
— |
|
3—5 |
||
расход кислоты, кг/т руды . . . |
3,6 |
|
1,5 |
5,5—11,0 |
|
2,3—2,7 |
64 |
|
13,4 |
|
содержание Си в растворе, г/л |
0,5— 1,25 |
|
— |
— |
|
0,45 |
6,0 |
|
1,7 - |
|
p H ....................................................... |
|
2—2,2 |
|
— |
— |
|
1,2—2 |
2—2,5 |
|
1,7—2,3 |
Цементация: |
|
Губчатое |
|
Губчатое |
Скрап |
|
Скрап |
Скрап-г губча- |
|
Губчатое |
осадитель . . ................................... |
|
|
|
|||||||
удельный расход F |
e |
железо |
|
железо |
1,5 |
|
2,5 |
тое железо |
|
железо |
2 |
|
— |
|
(1,84+0,12) |
|
4,65 |
||||
продолжительность, мин ■. . . . |
5 |
2 |
— |
10 |
|
— |
— |
2 |
— |
|
■ аппарат, (размеры, м ) ..................... |
1 реактор |
реактора |
Реактор |
|
6 чанов |
2 барабана |
барабана |
|||
|
|
типа фло- |
’ |
(d3,6) |
|
(1,8X1,8) |
(3,6X7,2) |
(d2,7, А8,4> |
||
Флотация основная: |
|
томашины |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
18 |
|
— |
|
|
25 |
— |
|
— |
|
плотность пульпы, % ................. |
|
— |
|
|
||||||
р н ...................................................... |
мин . . . . |
3,8—4,0 |
|
|
4,5 |
|
4,6 |
— |
|
4,5—4,9 |
продолжительность, |
13 |
|
— |
8 ■ |
|
14 |
— |
|
— |
|
Вспениватель (расход, г / т ) ................. |
Сосновое |
|
Сосновое |
Крезол (23) |
|
— |
Аэрофлот |
|
Сосновое |
|
Собиратель (расход,'г/т) . . . . . . |
масло |
масло (10) |
Минерек А |
Минерек В |
25 (5) |
масло (20,6) |
||||
Минерек А |
Минерек А |
Минерек А |
Минерек А |
|||||||
Извлечение Си из руды в концентрат, |
|
|
(15) |
(45) |
. |
(45) |
(30) |
|
(44) |
|
|
|
82,0 |
>90 |
|
75 |
70,2 |
|
76—79 |
||
% ........................................................ |
|
84—89 |
|
|
|
|||||
Содержание Си в концентрате, % . . |
27,2 |
|
30,0 |
33 |
|
25 |
65—68 |
|
32 |
Фабрит Хайден (шт. Аризона, США) [250, 375—378}
На обогатительную фабрику поступает руда с рудника в Рее. Медные минералы представлены сульфидными (халькопирит, халь козин) и окисленными (силикаты, куприт, малахит, тенорит) разно видностями, на долю последних приходится до 20% от общего содер жания меди.
Руду после дробления измельчают до крупности —0,074 мм (вы ход фракции 95%), пульпу классифицируют: пески направляют на выщелачивание в барабанные аппараты, а шламы — в чаны с меха ническим перемешиванием.
Барабан футерован кислотоупорным кирпичом, размеры его 3,6X6,1 м, скорость вращения 4,23 об/мин. Продолжительность обработки песковой фракции составляет около 10 мин, расход кислоты на 1 т руды 2,72—4,54 кг, pH раствора 1,5—1,7. Пульпу после вы щелачивания подвергают противоточной отмывке и классификации; шламовую фракцию и верхний слив направляют на обработку в чан с перемешиванием, а пески после доизмельчения — на флотацию.
Шламовую фракцию обрабатывают в чане (основные параметры процесса приведены в табл. 28), полученную пульпу направляют на цементацию меди губчатым железом в четырех десятикамерных флотомашинах. Для предупреждения обратного растворения меди про цесс ведут с небольшим избытком осадителя.
Цементный осадок подвергают основной и контрольной флотации. Хвосты последней обесшламливают в гидроциклонах, пески под вергают магнитной сепарации. Немагнитный остаток флотируют для извлечения крупной цементной меди.
Концентрат шламовой секции содержит 26—32% Си, его объеди няют с концентратом сульфидной флотации и перекачивают' в филь тровальное отделение медеплавильного завода. На заводе приме няется тщательный контроль процесса и автоматическая дозировка основных реагентов.
При сульфидной флотации получают пиритный концентрат (34— 36% Fe), который подвергают обжигу с получением огарка (—1% S) и серусодержащих газов (7% S 0 2). Последние направляют в серно кислотный цех производительностью 100 т/сут кислоты. Из огарка получают губчатое железо (35—50% FeMeT), которое после измельче ния до крупности —0,5 мм применяют для цементации меди. Рацио нальное использование пиритного концентрата позволило повысить по фабрике извлечение меди и благородных металлов. При реализа
ции схемы ВОФ |
содержание меди в отвальных хвостах снизилось |
с 0,42 до 0,19% |
и удалось увеличить общее извлечение меди почти |
на 20% (по сравнению со стандартной технологией).
Фабрика объединения Хоппер Хипрус (Хипр)
[5, с. 189—90- 7, с. 211— 14379].
На переработку поступает 2 тыс. т руды в сутки, содержащей 4,2% Си, 43% Fe, 48% S. Особенность руды — тесное взаимопрорастание сульфидов меди (халькопирита, борнита, ковеллина,
181
Халькозина с пиритом), что даже при тонком измельчении не поз воляет достигнуть хороших показателей селективной флотации.
Из-за наличия заметных количеств вторичных сульфидов в про цессе добычи, транспортировки и хранения руды происходит окисле ние их с образованием сульфатов, которые существенно ухудшают
|
|
Рцда |
|
|
|
|
|
|
~т~ |
|
|
|
|
|
Измельчение |
|
|
|
||
|
|
] |
|
|
|
|
|
К л а с с и ф и к а ц и я |
|
|
|
||
|
Основная флотация |
|
|
|||
|
j |
|
|
\ |
|
|
Концентрат |
|
|
Хвосты |
|
||
Д о во д ка |
|
в ы щ е л а ч и в а н и е |
-СаО |
|||
Промпродуктот |
Кондиционный |
Пульпа |
|
|||
|
|
|||||
В оборот |
концентрат |
|
| f |
------------------- |
||
|
|
|
Сорбция |
|
||
|
Н а сы щ е н н а я см о ла |
Х вост ы |
||||
|
------ ---------------- |
* |
|
|||
|
|
Промывка |
|
В отвал |
||
|
Смола |
Промывная вода |
|
|||
|
— Г Г ~ |
|
I |
|
|
|
|
Десорбция |
|
В отвал |
|
||
|
'Г |
„ ir |
|
|
|
|
Товарный регенерат |
Сорбент |
|
|
|
||
Выделение меди |
|
|
|
Промывка |
||
f |
Медный |
|
|
\ |
\ |
|
Обезмеженныа |
Промывные Воды |
Сорбент |
||||
раствор |
продукт |
|
|
|
\___ |
|
Приготовление ^ Cfp°- |
|
|
|
|
|
|
кислого^ раствора________ |
|
|
|
|
|
|
Рнс. 62. Принципиальная |
технологическая |
схема переработки |
смешанных руд |
|||
с использованием сорбционной технологии |
|
|
|
|
показатели флотации, а также служат причиной повышенного износа оборудования. Поэтому была организована предварительная отмывка руды от сульфатов. Руду дробят до крупности— 12,7 мм и обрабаты вают в течение 10 мин раствором, содержащим 40 г/л серной кислоты и 2 г/л сернокислого железа. Операцию проводят в двух барабанах (диаметром 2,3 м и длиной 4,9 м), футерованных резиной и базальто выми блоками.
Пульпу фильтруют, раствор направляют на цементацию, а тща тельно промытый остаток — на флотацию. Медь осаждают жестью в восьми сдвоенных ваннах длиной 18,3 и шириной 6,1 м, цементный
182