- •1. Геологический раздел
- •1.2 Физические свойства исходного сырья
- •1.3 Физико-механические свойства богатых медно-никелевых руд и минералов
- •Талнахского рудного узла (тру)
- •2.Выбор и обоснование принятых технологических решений
- •2.1. Физические основы процессов измельчения и флотации
- •2.2 Обзор известных аппаратов
- •2.2.1Обзор оборудования для рудоподготовки
- •Мельницы.
- •2.2.2Флотационные машины
- •2.3Обзор известных процессов и технологий
- •2.3.1Схемы флотации
- •3. Технологические расчеты
- •3.1.Расчет схем измельчения
- •3.1.1Расчет вводно-шламовой схемы
- •Рассчитаем необходимый объем свежей воды
- •3.1.2 Расчет схем флотации Качественно-количественные схемы
- •Аэрация
- •Общий медный концентрат
- •Вводно-шламовые схемы
- •Питание флотации
- •Аэрация
- •Общий медный концентрат
- •Рассчитаем необходимый объем свежей воды по водно-шламовой схеме
- •3.3. Расчет схем цепи аппаратов
- •3.3.1 Расчет схемы цепи аппаратов главного корпуса
- •3.3.2Расчет оборудования для флотации
- •3.3.3Расчет оборудования для сгущения
- •4Конструкторский раздел
- •4.1. Конструкционные расчеты основного технологического оборудования
- •4.1.1Выбор спирального классификатора
- •4.1.2Выбор гидроциклона
- •4.1.3Выбор флотомашины
- •(Привод через клиноремённую передачу)
- •4.1.4Выбор сгустителей
- •4.2. Выбор вспомогательного оборудования
- •4.2.1Ленточный конвейер
- •4.2.2 Пульповый насос
- •5. Безопасность производства
- •5.1. Вредные производственные факторы
- •5.2Средства и методы защиты
- •5.3. Пожарная безопасность
- •6Строительная часть
- •6.1 Электроснабжение
- •6.2 Теплоснабжение
- •6.3 Водоснабжение
- •6.4 Воздухоснабжение
- •6.5 Кислородное хозяйство
- •7Автоматизация процесса
- •8 Горная часть
- •8.1 Общие сведения
- •Физико-механические свойства руд и вмещающих пород.
- •8.2. Вскрытие месторождения.
- •8.3 Система разработки месторождения
- •8.4Рудничный транспорт
- •8.5Характеристика стволов. Скиповой ствол № 1(сс-1).
- •Скиповой ствол № 2(сс-2).
- •Клетевой ствол № 1 (кс-1).
- •Клетевой ствол № 2 (кс-2).
- •Вспомогательно-закладочный ствол (взс).
- •Грузовой ствол(гс).
- •Вспомогательно-скиповой ствол (всс).
- •Вентиляционный ствол № 1(вс-1).
- •Вентиляционный ствол № 2(вс-2).
- •9 Организационно-экономический раздел
- •9.1 Формула срока окупаемости.
- •9.2. Расчёт себестоимости передела обогащения.
- •11.4. Расчет срока окупаемости капитальных вложений при реализации проекта.
- •Библиографический список
2.2.2Флотационные машины
Аппараты, в которых осуществляется флотация, называются Флотацонными машинами. Известио много вариантов конструкций этих машин. Ниже приводится описание только тех из них, которые либо нашли широкое промышленноеприменение,либо отличаются принципиальной оригинальностью или характеризуют важные этапы эволюции в конструировании флотационных машин .
Основные технологические требования, предъявляемые к флотационным машинам:
1) машина должна наиболее совершенно аэрировать пульпу;
2) твердые частицы пульпы должны равномерно распределяться в ней, не оседая на дно;
3) машина должна работать нвпрерывно и хорошо поддаваться регулировке.
Таблица 2.1
Сгущение
Сгущение - процесс повышения содержания твердого в пульпе путем осаждения твердых частиц. В зависимости от устройства механизма разгрузки осадка и от расположения привода цилиндрические сгустители разделяются на два типа: с центральным приводом и с периферическим. Одноярусный сгуститель состоит из цилиндрического чана с коническим днищем и кольцевым сливным желобом на верху, загрузочной воронки и механизма для разгрузки осадка. Исходная пульпа поступает в центр сгустителя. Для гашения скорости потока пульпы устанавливается либо решетка, либо его делят на две струи. Граблины изготавливаются в виде крестовин с закрепленными гребками внизу, которые позволяют перемещать осадок вниз к разгрузочному отверстию. Массовая доля твердого в питании сгустителя на рудных пульпах колеблется порядка 12-16%, в разгрузке порядка 35-45%, содержание класса - 0,045 мм составляет 75-80%, удельная производительность около 1,6 т/м2 в сутки.
2.3Обзор известных процессов и технологий
Опыт строительства и эксплуатации крупных медных и медно-никелевых обогатительных фабрик и мире показывает, что за последние 10 лет наиболее широкое применение находят схемы рудоподготовки с дроблением руды до 10— 15 мм с последующим одностадиальным измельчением в мельницах большого объема [4,8] на фабриках «Сиеррита» (США), «Бугенвиль» (Папуа Новая Гвинея), «Колон» (Чили), «Эрдэнэт» (Монголия) и др., а также схемы с использованием рудного самоизмельчения на фабриках «Айленд Коппер», «Пима» (США), «Лорнекс», «Симилкамин» (Канада), «Айтик» (Швеция), «Блэк», «Мангула» (Южная Родезия), «Байя Маре» (Румыния) и др. При обогащении свинцово-цинковых руд наибольшее распространение находят схемы рудоподготовки с использованием стадиального дробления (в три или две стадии) чаще всего с замкнутым циклом в последней стадии и измельчением в стержневых и шаровых мельницах—фабрики «Кидд Крик», «Энвил», «Руттан» (Канада), «Тара» (Ирландия) и др. Рудное самоизмельчение при обогащении полиметаллических руд имеет пока ограниченное распространение—фабрики «Вассбо», «Реншторм», «Лайзвеле» (Швеция), «Нептун» (Никарагуа) и «Байя Маре» (Румыния).
Однородность вещественного состава и физико-механических свойств руды, имеющих большое значение в процессах рудоподготовки, обычно решается при детальном изучении и технологическом картировании месторождения, перспективном и оперативном планировании и контроле качества при добыче и транспортировке руды, а также в результате усреднения руды на руднике и фабрике. Усреднение руды обеспечивает повышение производительности фабрики на 5—7 %, снижение расхода реагентов на 10— 12 % и увеличение извлечения ценных компонентов с 0,5 до 3 %.
Предварительная концентрация руды приобретает большое значение вследствие обогащения все более бедных руд. Она позволяет вовлечь в эксплуатацию забалансовые руды. Это достигается в результате выделения из руды еще при дроблении 10—35 % (иногда и больше) продукта с минимальным содержанием металлов, являющихся по существу отвальным продуктом, не требующим дальнейшей переработки. В настоящее время предварительная концентрация может осуществляться путем предварительного обогащения руды в тяжелых суспензиях, отсадочных машинах и сепараторах для автоматической рудоразборки.
Предварительное обогащение в тяжелых суспензиях в настоящее время находит широкое применение в схемах рудоподготовки особенно при обогащении полиметаллических руд. Этот процесс обладает высокой точностью разделения при низких эксплуатационных расходах, но требует относительно высоких капиталовложений.
В России проведены исследования по применению отсадки для предварительного обогащения руд цветных металлов. Установлено, что этот процесс обладает некоторыми существенными преимуществами по сравнению с обогащением в тяжелых суспензиях (более низкие капитальные затраты и возможность проведения процесса сепарации при более высокой плотности разделения до 4 г/см3 и выше). Однако исследования показали, что при отсадке обычно выход легкой фракции (хвостов) более низкий по сравнению с обогащением в тяжелых суспензиях при одинаковом содержании в ней ценных компонентов.
Предварительная концентрация с использованием аппаратов для автоматической рудоразборки, работающих на основе различия электропроводимости, радиоактивного излучения или цвета минералов, находит применение при обогащении урановых руд, алмазов, неметаллических полезных ископаемых, некоторых руд цветных, редких и благородных металлов. Имеются данные об использовании таких аппаратов в Канаде, Австралии и Южной Африке при обогащении некоторых руд цветных металлов, в основном на опытных установках.
Схемы измельчения, применяемые при обогащении руд цветных металлов, характеризуются большим разнообразием как по числу стадий, так и по характеру технологического процесса, числу и назначению операций классификации. В зависимости от числа стадий схемы измельчения бывают одностадиальные, двухстадиальные и многостадиальные. В промышленной практике наибольшее применение находят одно- и двухстадиальные схемы. Многостадиальные схемы применяются реже, обычно в сочетании с межцикловыми операциями обогащения.
В зависимости от применяемого процесса измельчения схемы можно разделить на три основные группы: Первая группа. Схемы измельчения в барабанных мель-ницах с применением в качестве измельчающей среды стальных стержней и шаров: одностадиальные схемы (чаще всего с применением шаровых мельниц); двухстадиальные схемы со стержневыми мельницами в I стадии и шаровыми во II стадии (реже с шаровыми мельницами в обеих стадиях).
Вторая группа. Схемы с первичным и вторичным рудногалечным (рудным) самоизмельчением: схемы с первичным рудногалечным самоизмсльчепием в I стадии, при котором в качестве измельчающей среды используют крупные классы поступающей руды размером —300+150 (100) мм; двухстадиальные схемы с первичным и вторичным или только вторичным рудногалечным самоизмельчением (чаще всего во II стадии, в барабанных мельницах с соотношением D: L от 1:1 до 1 :2) с использованием в качестве измельчающей среды рудной гали крупностью —150(—100) +50 мм и питанием продуктом с I стадии крупностью менее 2—3 мм.
Третья группа. Схемы, в которых руда после первичного дробления до —350 (—250) мм подвергается рудному самоизмельчению или полусамоизмельчению: одпостадиальные схемы рудного мокрого самоизмельчения или полусамоизмель-чения в мельницах типа «Каскад» с добавкой 5—8 % стальных шаров; двухстадиальные схемы с самоизмельчением в первой стадии и шаровым измельчением во второй стадии; двухстадиальные схемы с самоизмельчением в первой стадии и рудногалечным измельчением во второй стадии или додрабливанием так называемых зерен «критической» крупности в короткоконусных дробилках.
Схемы первой группы находят наибольшее применение на действующих фабриках и продолжают быть основными при проектировании и строительстве новых фабрик. Одностадиальные схемы (рис. 2.1.)см.прил. с контрольной классификацией в замкнутом цикле применяются на фабриках малой и средней производительности. Однако за последние годы эти схемы получили наибольшее распространение при строительстве крупных медных и медно-молибденовых фабрик, на которых используются мельницы с центральной разгрузкой объемом более 100 м3 при измельчении мелкодробленой руды крупностью менее 10—15 мм.
Двухстадиальные схемы, относящиеся к первой группе, представлены схемами с полностью открытым циклом в I стадии (рис. 2.2, а)см.прил., схемами с полностью замкнутым циклом в I стадии (рис. 2.2, б)см.прил.. Эти схемы характеризуются большой универсальностью и могут применяться для многих типов руд. В I стадии измельчения наиболее распространены.
Схемы, относящиеся ко второй и третьей группам, начали внедряться с развитием процесса самоизмельчения с конца пятидесятых годов при переработке золотосодержащих, урановых и железных руд, а с 1965—1970 гг. и при обогащении медных и медно-молибденовых руд. Наибольшее распространение получают схемы из второй и третьей групп с применением мельниц «Каскад» и «Аэрофол». Схемы с применением мельниц «Аэрофол» применены только на таких фабриках для обогащения медных руд, как «Мангула» и «Мессина» (Южная Родезия) и «Гольфстрим» (Канада). Все остальные фабрики, перерабатывающие руды цветных металлов и применяющие рудное самоизмельчение или полусамоизмельчение, оборудованы мельницами типа «Каскад». В настоящее время в этих мельницах перерабатывают около 180 млн. т/год руды, из которых 127 млн. т/год—железных руд и 53 млн. т/год—медных и медно-молибденовых. Существует тенденция перехода на все более крупные мельницы типа «Каскад». Их объем при этом будет возрастать как за счет увеличения диаметра, так и за счет частичного удлинения (например, мельницы на канадской фабрике «Айленд Коппер» имеют объем 320 м3 и размеры 9760Х4270 мм, а на фабрике «Лорнекс», введенной в эксплуатаци позднее, мельницы имеют объем 350 м3 и размеры 9760Х4720 мм). Мельницы «Каскад», установленные на фабрике «Лорнекс», являются крупнейшими в мировой практике обогащения руд цветных металлов, а самые крупные мельницы этого типа объемом 430 м3 и размерами 11000х4540 мм установлены на фабрике «Хибинг» (США) для переработки железных руд.
Применение этих мельниц приводит, как показала мировая практика, к снижению капитальных затрат и расхода стали, сокращению сроков строительства, а в некоторых случаях и к улучшению технологических показателей. Особенно эффективно применение схем третьей группы при повышенной влажности руды и большом содержании глинистых примесей в ней, затрудняющих работу II и III стадии (особенно и замкнутом цикле) дробления при применении так называемых «стандартных» схем рудоподготовки.
Схемы второй группы находят применение на золотых, урановых и полиметаллических фабриках в Канаде («Онтарио», «Ренаби»—золотые; «Коукр», «Нордик», «Мимексн»—урановые и др.), ЮАР («Ренд», «Мирайсприйт»), США («Бьютт»), Финляндия («Оутокумпу», «Керетти», «Коталахти»), Швеции («Ренгштрем», «Лаигзеле», «Айтик» I очередь), Никарагуа («Нептун») и др. Самое большое распространение из них получили двухстадиальные схемы со стержневым или шаровым измельчением в I стадии и рудногалечным измельчением во II стадии (рис. 2.3.)см.прил. Например, на фабрике «Айтик».
Схемы третьей группы находят все большее применение особенно на фабриках большой производительности.
О
дностадиальные
схемы с полным рудным самоизмельчением
применяется сравнительно редко в
случае крайне благоприятных
физико-механической характеристики
руды и характера месторождения (фабрика
«Кобар», Австралия).
Наибольшее распространение получили двухстадиальные схемы самоизмельчения. В этих схемах исходная руда иногда классифицируется на классы —300+100 и —100+0 мм для стабилизации питания мельниц I стадии. Схемы с шаровым измельчением во II стадии (рис. 2.4. )см.прил. нашли применение при строительстве крупных обогатительных фабрик: «Айленд. Коппер» и «Лорнекс» (Канада), «Пима», IV очередь (США) и др.
Схемы с рудогалечным самоизмельчением во II стадии: нашли широкое применение при измельчении медных [фабрика «Айтик», II очередь (Швеция)] и некоторых полиметаллических (фабрики «Вассбо», Швеция и «Байя Марс», Румыния) руд (рис.2.5.)см.прил.
