Проект цеха флотации для переработки руды Узельгинского месторождения
Рассмотрение минералогических данных медной руды, содержания полезных компонентов. Выбор и расчет технологической схемы переработки руды, определение водного баланса. Обзор характеристик оборудования. Расчёт основных затрат на его покупку и установку.
Рубрика | Геология, гидрология и геодезия |
Вид | дипломная работа |
Язык | русский |
Дата добавления | 10.11.2016 |
Размер файла | 109,8 K |
Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
Размещено на http://www.allbest.ru/
Министерство образования Республики Башкортостан
ГАОУ СПО Учалинский горно-металлургический техникум
ПРОЕКТ ЦЕХА ФЛОТАЦИИ ДЛЯ ПЕРЕРАБОТКИ РУДЫ УЗЕЛЬГИНСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Пояснительная записка к дипломному проекту
Рецензент: Преподаватель ГАОУ СПО УГМТ Артыкаева Ф.Х.
Председатель предметной комиссии
Преподаватель ГАОУ СПО УГМТ. Т. Т. Гарипова
Руководитель проекта Зам. Начальника ОФ ОАО УГОК
А.В. Мартюшев
2014
Содержание
Введение
1. Описательная часть
1.1 Общие сведения по фабрике
1.2 Геологическая характеристика месторождения
1.3 Анализ работы действующей фабрики по цехам
1.4 Энергоснабжение
1.5 Водоснабжение
1.6 Реагентное хозяйство
1.7 Хвостовое хозяйство
2. Расчётно-технологическая часть
2.1 Расчёт качественно-количественной схемы флотации
2.2 Выбор и расчёт оборудования для измельчения
2.3 Выбор, обоснование и расчёт классифицирующих устройств
2.4 Выбор, обоснование и расчёт флотационных машин
3. Экономическая часть
3.1 Расчёт капиталовложений
3.2 Расчёт стоимости амортизационных отчислений
3.3 Расчёт потребности и стоимости материалов и реагентов (Узельгинская руда верхнего яруса)
3.4 Расчёт потребности и стоимости электроэнергии
3.5 Расчёт фонда оплаты труда
3.6 Расчёт затрат на эксплуатацию и обслуживание оборудования
3.7 Расчёт цеховых расходов
3.8 Расчёт калькуляции себестоимости
4. Охрана труда
4.1 Охрана труда в проектируемом цехе
4.2 Экологическое воздействие на окружающую среду и меры защиты
Заключение
Список литературы
Приложение
Введение
Целью данного дипломного проекта является проектирование цеха по переработке медной руды Узельгинского месторождения. В дипломе рассматривается работа Учалинской обогатительной фабрики. Приводятся её основные рабочие характеристики. Приводятся минералогические данные Узельгинской медной руды, содержание полезных компонентов. На основании данных о минеральном составе руды, выбираются и рассчитываются технологическая схема переработки руды, водный баланс. По данным схемы рассчитывается основное оборудование и производится выбор единиц оборудования из существующих образцов. Приводятся основные характеристики выбранного оборудования, используемые в расчётах экономической части. В экономической части производится расчёт основных затрат на покупку и установку оборудования, амортизационные отчисления на оборудование и помещения, затраты на электроэнергию, вспомогательные материалы, зарплату основным и вспомогательным рабочим и ИТР на 1 год. В конце приводятся общие начальные затраты.
В разделе охрана труда производится оценка вредных факторов при работе оборудования, приводятся данные опасных материалов, используемых в технологическом процессе. Определяется категория пожароопасности помещения. Оценивается степень вредного воздействия на окружающую среду.
К данному дипломному проекту прилагается графическая часть в виде водно-шламовой схемы переработки руды и схемы цепи аппаратов.
минералогический водный баланс руда
1. Описательная часть
1.1 Общие сведения по фабрике
Открытое акционерное общество «Учалинский горно-обогатительный комбинат» (Учалинский ГОК) - производитель цинкового концентрата, медного концентрата, серного флотационного колчедана и щебня строительного. Данная компания находится в г. Учалы (Республика Башкортостан). Входит в состав «Уральской горно-металлургической компании», относясь к сырьевому комплексу.
Таким образом, «Учалинский горно-обогатительный комбинат» перерабатывает медную и медно-цинковую руду, поступающую с Молодежного, Талганского, Узельгинского и Учалинского месторождений.
Структура ОАО «Учалинский ГОК» представлена основным и вспомогательным производством, а также учреждениями соцкультбыта.
Основные предприятия УГОК
* Учалинский подземный рудник. Его глубина составляет 380 метров, длина - 1800, а ширина - 900 метров. До 2013 года здесь будут вестись открытые работы, направленные на доработку прибортовых рудных запасов. Объем добычи составляет 180-400 тысяч тонн руды в год.
В структуру данного рудника входят также - Юлдашский известняковый карьер, дробильно-сепарационный и дробильно-сортировочный комплексы. Первый комплекс служит для обогащения руды, второй - для обеспечения производства 960 тысячами тонн щебня каждый год.
* Узельгинский рудник. Его строительство было начато в 1974 году. В 2008 году были произведены работы по канатной армировке ствола «Скиповой», которая была заменена на жесткую. Тогда же в состав рудника вошел рудник «Молодежный».
В 2008 году общий объем добычи руды составил 2 миллиона 936 тысяч 847 тонн руды. При этом Молодежное месторождение дало более 600 тысяч тонн.
* «Учалинская обогатительная фабрика». Начала работу в 1968 году.
Вспомогательное производство составляют железнодорожный и автотранспортный цеха, ремонтно-механический завод, энергетический цех, цеха складского хозяйства и технологических сооружений гидротехнической направленности, а также служба техконтроля и химическая лаборатория.
К учреждениям соцкультбыта относятся собственный санаторий-профилакторий, оздоровительный лагерь для детей сотрудников, гостиница, спортивный клуб и комбинат общественного питания.
Продукция комбината
* колчедан серный флотационный. Используется при изготовлении элементарной серы, сернистого ангидрида и серной кислоты в целлюлозно-бумажной и химической отраслях.
* медный концентрат. Необходим при производстве меди металлической.
* щебень строительный. Представлен фракциями размером от двадцати до сорока миллиметров.
* цинковый концентрат. Служит для извлечения цинка.
Таким образом, потребителями продукции ОАО «Учалинский ГОК» являются предприятия, занятые в разных сферах промышленности и строительства.
Стратегия развития компании ориентирована на повышение эффективности производства путем увеличения объемов добычи и переработки руды наряду с внедрением новейших подходов к технологическим процессам. По административному положению Учалинская обогатительная фабрика входит в состав ОАО «УГОК» и находится на территории г.Учалы Республики Башкортостан. Ближайшими железнодорожными станциями являются ст. Учалы (10 км к северу) с выходом на станцию Миасс и ст. Магнитогорск (120 км к югу) Южно-Уральской железной дороги.
Площадка обогатительной фабрики расположена в 1 км к востоку от г. Учалы.
Состав Учалинской обогатительной фабрики дробильное отделение с корпусами крупного и среднемелкого дробления;
главный корпус с отделениями измельчения, флотации и сгущения концентратов;
фильтровально-сушильное отделение со складами готовой продукции;
отделение приготовления реагентов с участками приготовления реагентов и выпуска извести.
Таблица 1.1 - Основные и вспомогательные здания Учалинской ОФ
N п/п |
Корпус |
Площадь застройки, м2 |
Строительный объём, м3 |
|
1 |
Навес над бункерами |
655 |
7962 |
|
2 |
Корпус крупного дробления |
430 |
34560 |
|
3 |
Корпус среднего и мелкого дробления |
2070 |
54140 |
|
4 |
Главный корпус (корпус обогащения) |
63820 |
1099194 |
|
5 |
Корпус приготовления реагентов |
2520 |
35200 |
|
6 |
Склад реагентов |
2680 |
22780 |
|
7 |
ФСО с бытовым корпусом |
15252 |
359472 |
|
8 |
Административно-бытовой корпус |
1080 |
9174 |
|
9 |
Склад медных, цинковых концентратов |
9702 |
104000 |
На Учалинской обогатительной фабрике перерабатываются медные и медно-цинковые, сплошные и вкрапленные руды Учалинского месторождения, малосернистые медно-цинковые и медные руды Молодежного месторождения, медно-цинковые колчеданные и медные пирротиносодержащие руды Узельгинского месторождения, Талганское месторождение, меднокочеданное Султановское месторождение.
В зависимости от обеспеченности фабрики местным сырьем и целесообразности обогащения привозных руд. На обогатительной фабрике возможна переработка николаевской, яман-касинской, карабашской, гайской, александринской и сафьяновской руд, технологические схемы и режимы на которые разработаны в исследовательской лаборатории и откорректированы в промышленных условиях.
Руды, поступающие на переработку, должны соответствовать требованиям ТУ-1733-368-004-97 и СТП 0303-11-06 и характеризуются сложным вещественным составом, тонким взаимным прорастанием сульфидов меди и цинка в пирите и пустой породе, что предопределяет необходимость тонкого рудного измельчения и доизмельчения промпродуктов.
В связи со значительным суммарным содержанием сульфидов длительное хранение руды в отвалах приводит к ее окислению и изменению технологических свойств. Максимальный срок хранения руды в отвалах не должен превышать 30-45 дней, а в летний период не более 20-25 дней. В бункерах главного корпуса не рекомендуется накапливать неподвижный большой запас перерабатываемой руды в связи с ее окислением, цементацией, зависанием и невозможностью выгрузки. В медно-цинковых рудах Учалинского месторождения цинк в руде представлен двумя разновидностями сфалерита (клейофан и марматит), с преобладанием темно-серой железистой разновидности с низкой флотационной активностью. При флотации руд, содержащих марматит, требуется тщательная пульпоподготовка путем аэрации, агитации с медным купоросом и ксантогенатом, расходы которых должны быть оптимальными.
1.2 Геологическая характеристика месторождения
Узельгинское месторождение расположено в северной части Верхнеуральского района Челябинской области, в 24 км от промплощадки Учалинского горнообогатительного комбината.
Узельгинское месторождение представлено девятью рудными телами, сложенными первичными медно-цинковыми, медными, цинковистыми и серноколчеданными рудами. По текстурным особенностям и содержанию серы руды месторождения подразделяются на сплошные и вкрапленные, преобладают сплошные руды.
Основные запасы руд месторождения сосредоточены в четвертом и пятом рудных телах. Четвертое рудное тело в сравнении с пятым является более мощным. По глубине залегания пятое рудное тело находится выше четвертого.
Узельгинское месторождение делится на два рудоносных горизонта: верхний и нижний. В настоящее время отрабатывается нижний горизонт.
Характеристика рудных тел Узельгинского месторождения
Нижний рудоносный горизонт
Второе рудное тело залегает в нижнем рудоносном горизонте, в 80 м в плане к юго-востоку от первого, между профилями 36-31, на глубине 420-640 м.
Рудное тело преимущественно сложено сплошными колчеданными рудами (91%). Вкрапленные руды развиты на выклинках линзы. В составе рудного тела преобладают медно-цинковые сорта (67%), сравнительно небольшим развитием пользуются медные (20%), и серноколчеданные руды. Рудное тело содержит 11,9% общих запасов руд месторождения.
Третье рудное тело расположено в 35 м к югу от второго, прослежено рудное тело в двух профилях - 30а и 30.
Рудное тело на 85% сложено сплошными, обогащенными цинком, медно-цинковыми рудами. Медные руды составляют 5% от всего количества запасов и залегают в виде прослоя среди медно-цинковых. Серноколчеданные руды составляют 10%.
Четвертое рудное тело находится в 10-15 м к югу от третьего рудного тела в едином с ним горизонте и прослежено в профилях 20а - 21. Рудное тело является самым крупным - 41,2% всех запасов руд.
Рудное тело на 90% сложено сплошными рудами. При этом вкрапленники в большинстве своем, те же сплошные руды, но за счет присутствия в них пирротина имеют несколько пониженное содержание серы (30-34%).
Медные руды составляют 67,2% общих запасов рудного тела, медно-цинковые - 25,5%, серноколчеданные - 7,3%.
Рудные тела 2, 3, 4 характеризуются наиболее широким разнообразием минералогического состава и текстурно-структурных особенностей руд по сравнению с другими залежами месторождения. Здесь установлены максимальные концентрации в рудах меди (свыше 12%), цинка (свыше 25%), свинца (до 5,48%) и мышьяка (до 0,999%). В рудах описываемых тел встречены все известные на месторождении теллуриды. Наиболее характерной особенностью руд четвертого рудного тела является проявление интенсивной пирротиновой минерализации и сопровождающей во времени в рудах и околорудном ореоле магнезиально - железистой карбонатизации. Макроскопически видимая пирротиновая минерализация в разрезе в общем занимает центральную часть рудного тела. В подошве и кровле слоя в приконтактовых частях с рудами халькопирит - пиритового и другого состава количество пирротина снижается до 5-10% с постепенным переходом в беспирротиновые руды. Зона перехода характеризуется наиболее сложными микротекстурными и структурными рисунками и большим разнообразием минерального состава. Иногда происходит многократное чередование различной мощности прослоев пирротинсодержащих и беспирротиновых (макроскопических) руд. В последних обычно присутствует в значительных концентрациях сидерит, анкерит, встречаются магнетит, гематит, арсенопирит. Здесь же под микроскопом постоянно устанавливаются мелкие реликты и включения в пирите пирротина.
Седьмое рудное тело расположено на южном продолжении 4-го рудного тела, «перекрывает» его на высоте 27 м.
Рудное тело сложено медно-цинковыми - 76,8%, медными - 18,5%, серно-колчеданными - 4,7% рудами. В седьмом рудном теле сосредоточено 4,1% руд общих запасов месторождения.
Восьмое рудное тело расположено на глубине 550-588 м, непосредственно под 4-ым рудным телом. Представлено оно медными рудами. В нем сосредоточено 0,4% руд от общих запасов месторождения.
Верхний рудоносный горизонт
Первое рудное тело расположено в северо-северо-западной части месторождения на глубине от 178 до 260 м. В рудном теле преобладают сплошные руды, медные вкрапленные составляют 18%. Руды представлены плотными разностями, только в западной краевой части они трещиноватые. Рудное тело 1 характеризуется повышенным количеством блеклых руд. Так, среднее содержание блеклой руды составляет 1%, повышаясь в 2-3 раза в медистых и, особенно, в медисто-цинковистых сортах и, снижаясь примерно в 2 раза в серноколчеданных рудах.
Руды 1-го рудного тела преобладающе крупнозернистые, однако, наряду с ними часто встречаются руды с тонким прорастанием главных рудообразующих сульфидов. Для халькопирита это количество в среднем составляет около 10-15%, повышаясь в некоторых участках (где максимально проявляется колломорфное строение) до 20-25%.
Пятое рудное тело расположено в южной части месторождения, пространственно выше четвертого рудного тела, на расстоянии 210-400 м от его кровли, на глубине от 118 до 375 м от дневной поверхности, заключает в себе 29,1% запасов руд месторождения.
Рудное тело на 85-90% представлено сплошными рудами. Руды, в основном, медно-цинковые, количество от общих запасов рудного тела составляет 78,8%, медные - 15,9%, серноколчеданные - 5,3%.
Рудное тело 5 обладает своеобразным строением и составом, оно не имеет себе аналогов среди других рудных тел и довольно уверенно отличается от них макроскопически. Наиболее характерными чертами являются массивные до сливных текстуры, тонкозернистые (до криптокристаллических) структуры и обилие колломорфных микротекстур и структур.
Особенностью состава является резко повышенная роль блеклой руды, сравнительно равномерное ее распределение в пределах тела. Значительная часть блеклой руды наблюдается в виде почти мономинеральных, очень тонких (от долей мм до 1-2 мм, редко более) корочек, пленок и прожилков, выполняющих трещинки дробления в рудах. В целом, для руд 5-го тела характерно преобладание очень тонких взаимопрорастаний главных рудообразующих минералов: пирита, халькопирита, блеклой руды и сфалерита.
Шестое рудное тело расположено в юго-западной части месторождения, в верхнем рудоносном горизонте, между профилями 25-22. От дневной поверхности рудное тело удалено на глубину от 173 до 217 м.
Рудное тело сложено медно-цинковыми рудами - 68,6% (от общих запасов руды), медными - 25,3% и серноколчеданными - 6,1% рудами, в основном, массивного сложения.
Структуры руд тонкозернистые (часто до афанитового строения), встречаются своеобразные брекчиевидные или ячеистокаркасные текстуры.
Довольно своеобразен и минеральный состав руд. Практически вся медь связана с блеклыми рудами. Халькопирит постоянно присутствует в количествах не свыше первых десятых долей процента и наблюдается, в основном, в виде эмульсионной вкрапленности в сфалерите. В рудах центральной и северной части тела присутствует мельниковит, среднее содержание 5-6% и марказит - среднее содержание 8-10%.
В южной части рудного тела оруденение представлено маломощными прослоями сплошных и прожилково-вкрапленных руд среди минерализованных пород, руды приобретают отчетливое зернистое строение с преобладанием среднезернистых структур. Здесь, в существенных количествах, до 3-5%, появляется халькопирит, который преобладает над блеклой рудой. В единичных полированных шлифах встречается пирротин в виде включений в крупных зернах пирита.
Девятое рудное тело залегает непосредственно под пятым рудным телом на расстоянии от него от 1 до 20 м между профилями 26-24 м. Севернее 26 профиля оно сливается с подошвой пятого рудного тела. Девятое рудное тело выделено условно, для удобства блокировки при подсчете запасов. Сложено рудное тело, в основном, вкрапленными медными рудами - 72% от общего количества запасов рудного тела, 24% - вкрапленными медно-цинковыми рудами и 4% - серноколчеданными. Запасы рудного тела составляют 1,6% от общих запасов месторождения.
Таблица 1.2 - Минеральный состав основных рудных тел Узельгинского месторождения с разделением минералов на главные, второстепенные и редкие.
Главные 2-3% |
Рудное тело 1 |
Рудное тело |
2, 3, 4 |
Рудное тело 5 |
Рудное тело 6 |
|
Рудные минералы |
||||||
Пирит Халькопирит Сфалерит |
Пирит Халькопирит Сфалерит Пирротин Пирротино-пирит |
Блеклая руда |
Пирит Сфалерит Блеклая руда |
Пирит Сфалерит Блеклая руда Мельниковит Марказит |
||
Второсте-пенные 0,х-0,0х % |
Блеклая руда |
Галенит Арсенопирит |
Магнетит Гематит |
Пирротин Марказит |
Халькопирит Галенит |
|
Редкие |
Галенит Марказит Пирротин Борнит Халькозин Гессит Гетит Рутил |
Марказит Мельниковит Мельниковит-пирит Теллуровисмутит Алтаит Гессит Колорадонт Теллурид I Теллурид II Борнит |
Креннерит Сильванит Самородный теллур Молибденит Самородное золото Самородное серебро Гетит Титаномагнетит Ильменит Халькозин |
Галенит Марказит Асренопирит Пирротино-пирит Борнит Халькозин Алтаит Магнетит Гематит |
Арсенопирит Галенит Пирротин Мельниковит-пирит Алтаит Гессит |
|
Нерудные минералы |
||||||
Кварц Кальцит Серициты Хлориты |
Кварц Кальцит Барит Серициты Пирофиллит |
Хлориты Сидерит Анкерит Брейнерит |
Кварц Кальцит Серицит Хлориты Барит |
Кварц Кальцит Серицит Хлориты |
||
Второстепенные |
Барит |
Манганокальцит Гипс Ангидрит |
Барит |
|||
Редкие |
Эпидот Апатит |
Эпидот Цоизит Пумпеллиит |
Пренит Диккит Апатит |
Сидерит Анкерит Брейнерит Апатит |
Апатит |
1.3 Анализ работы действующей фабрики по цехам
Технологический процесс обогащения руд на Учалинской обогатительной фабрике состоит из следующих операций:
дробление;
измельчение;
флотация;
приготовление реагентов;
сгущение;
фильтрация;
сушка;
подготовка концентратов к отгрузке (шихтовка);
отгрузка.
Дробление
Теоретические основы дробления
Дробление - это разрушение твердого кускового материала на более мелкие куски под действием механических нагрузок. При дроблении куски горных пород разрушаются в результате приложенной к ним деформации различного вида: сжатия, растяжения, изгиба, сдвига (скола). Выбор способа и схемы дробления зависит от физических свойств перерабатываемого сырья, его крупности и требований к гранулометрическому составу дробленого продукта.
Одним из основных технологических показателей дробления является степень дробления i. Под степенью дробления (i) понимают отношение размера максимальных (номинальных номинальная крупность соответствует размеру отверстий грохота, через которые проходит 95% продукта.) кусков в питании D к размеру максимальных (номинальных) кусков в дробленом продукте (d).
Обычно степень дробления для щековых и конусных дробилок невелика и составляет от 2 до 5, поэтому материал от исходной крупности до требуемой дробят в несколько стадий.
Описание технологической схемы дробления
Дробильное отделение Учалинской обогатительной фабрики состоит из:
крупного дробления;
среднего и мелкого дробления;
и представлено двумя самостоятельными потоками, идентичными по технологической схеме.
В зависимости от объемов переработки руды возможна работа по одному или двум параллельным потокам одновременно.
Самостоятельность потоков позволяет принимать и дробить одновременно 2 сорта руды.
Доставка руды в приемные бункера крупного дробления производится по железной дороге думпкарами грузоподъемностью 105 т. Полезная емкость каждого бункера 1000 т.
Исходная руда крупностью - 800 мм.
Степень дробления I стадии - 2,85 (1 поток - СМД 118, 2 поток - СМД 118А).
Степень дробления 2 стадии - 3,5 (1 поток - дробилка КСД-2200 Гр-ДМ, 2 поток - дробилка № 24 КСД-2200 Гр-ВД). Под каждой дробилкой расположено по 2 грохота (ГСТ-52УМ). На грохотах ГСТ-52УМ установлены сита с ячейками 35х35 мм.
Степень дробления 3 стадии - 4,72 (КМД-2200 Т1 ДМ, КМД-2200 Т2 - 1 поток; КМД-2200 Т1, КМД-2200 Т1 ДМ - 2 поток).
Соотношение единиц дробильного оборудования по стадиям составляет 1:1:2.
При остановке одной из дробилок мелкого дробления и грохота технологический поток может работать с половинной производительностью.
Бракованной продукцией является выпуск дробленой руды с содержанием класса +20 мм более 16%. При выпуске брака необходимо остановить технологический поток дробления и проверить размеры разгрузочных щелей дробилок. Для исключения брака размеры разгрузочных щелей дробилок не должны превышать режимных параметров.
Конкретные режимные параметры на определенные периоды разрабатываются и утверждаются в виде технологических режимов
Измельчение и классификация
Теоретические основы процесса измельчения
Процесс измельчения применяется для доведения минерального сырья до необходимой крупности, определяемой крупностью прорастания зерен полезного компонента друг с другом и пустой породой. Способы измельчения - раздавливание, удар, истирание, излом.
В процессе измельчения куски и частицы пород разрушаются внешними силами преимущественно по ослабленным сечениям, трещиноватостям и другим дефектам в структуре пород. Степень измельчения (i) характеризуется отношением размеров кусков исходного материала (D) к размеру кусков продукта измельчения (d).
При измельчении в несколько стадий общая степень измельчения равна произведению степеней измельчения в отдельных стадиях. Мельницы могут работать в открытом цикле, при котором материал проходит через мельницу один раз, или в замкнутом цикле с гидроциклонами, классификаторами, крупный продукт которых непрерывно возвращается в мельницу на доизмельчение.
Измельчающими аппаратами являются барабанные механические мельницы мокрого измельчения с мелющими телами (стержнями, шарами, цильпебсами) и мельница тонкого измельчения VERTIMILL.
Барабанные мельницы с центральной разгрузкой предназначены для получения тонкоизмельченного продукта за счет низкой скорости перемещения материала в осевом направлении.
Измельчение руды всегда сочетается с его классификацией по крупности - разделением материала на два или несколько классов крупности.
Для проведения тонкой классификации частиц порядка 5-40 микрон применяют гидроциклоны, в которых процесс разделения происходит под действием силы тяжести частиц в поле центробежных сил.
Центробежная сила возникает в результате подачи пульпы в гидроциклоны под давлением по касательной, под определенным углом к образующей боковой поверхности гидроциклона.
Для получения тонкого по размеру частиц слива необходимо уменьшать диаметр сливного отверстия, увеличивать диаметр пескового отверстия или снижать плотность пульпы.
Описание технологической схемы измельчения и классификации.
Измельчение дробленой руды осуществляется на трех секциях измельчительного отделения главного корпуса.
В рудном цикле на каждой секции установлено по 3 мельницы, в том числе по одной стержневой МСЦ 3850х4500 и по две шаровых МШЦ 3600х5000.
В цикле доизмельчения: на I секции по одной МШЦ 3600х4500 и МШЦ 3200х4500; на II секции одна МШЦ 3600х4500 и две МШЦ 2700х3600; на III секции одна МШЦ 3600х4500.
Компоновка мельниц и гидроциклонов рудного измельчения произведена таким образом, что возможен перевод:
2-ой стадии измельчения и классификации в режим работы 3-ей стадии измельчения и классификации;
трехстадиальной схемы измельчения на двухстадиальную с контрольной или без контрольной классификации;
слива гидроциклонов 3-ей стадии измельчения 1-ой секции в питание коллективной флотации 2-ой секции.
при вынужденной остановке II-ой стадии (М-3, М-8, М-13) или III-ей стадии (М-2, М-7, М-12) измельчения I, II, III секций потоки могут работать с производительностью 120-140 т/час.
На I-ой, II-ой, III-ей секциях измельчения установлены насосы «Варман» с гидроциклонными установками «Доберсек». На I-ой стадии классификации установлены насосы 8/6 ЕУ-АН с гидроциклонами ГЦ-660 (насосы № 73, 74, 56В) и установлен насос 10/8 EY-М с гидроциклоном ГЦ-660 (насосы 55В, 55Б) и насос 10/8 EY-М с гидроциклонами ГЦ-71 + ГЦ-50 (насос 62Б). На II-ой стадии классификации установлены насосы 10/8 ЕУ-М с гидроциклонными батареями ГЦ 600х2 (насосы № 72, 59Б, 61В).
Конкретные режимные параметры рудного измельчения и доизмельчения промпродуктов регламентируются утвержденными в установленном порядке технологическими режимами.
В качестве мелющих тел на фабрике используют стержни шары и цильпебсы.
Неснижаемый запас в главном корпусе шаров должен быть не менее 200 т, стержней 75 т.
Оптимальный вес стержневой загрузки = 85 т, шаровой загрузки рудных мельниц 85-90 т.
Догрузку стержней в мельницы производит старший машинист мельниц с помощью стержнезагрузочной машины через специальные установки у каждой мельницы контейнером грузоподьемностью 5 т.
Проверка шаровой загрузки производится при планово-предупредительных ремонтах (ППР) мельниц и при загрублении рудного помола. Состояние загрузки мельниц фиксируется в специальном журнале.
Для отделения скрапа от пульпы на разгрузке мельниц установлены бутары и скрапоуловители.
Контроль за поставкой в цех шаров необходимого сортамента, их учет и списание на тонну переработанной руды, контроль за оптимальной шаровой загрузкой по весу и сортаменту производит старший машинист мельниц главного корпуса.
Флотация.
Теоретические основы флотации
Флотационное обогащение - один из обогатительных процессов разделения минералов или отделения одной группы минералов от другой для дальнейшего экономически целесообразного их применения. Такое разделение основано на использовании различия природных или искусственно созданных свойств минералов.
Флотация как процесс обогащения позволяет отделить частицы одних минералов от других за счет селективного прилипания их к поверхности раздела двух фаз - жидкой и газообразной. Пенная флотация - процесс, основанный на прикреплении менее гидрофильных частиц к пузырькам воздуха, пропускаемого снизу через смесь минеральных частиц с водой (пульпу), и выносе этих частиц на поверхность пульпы, где образуется пена. Более гидрофильные частицы при этом остаются взвешенными в пульпе.
Метод флотационного обогащения полезных ископаемых основан на различии в физико-химических свойствах поверхности минералов, их способности в тонкоизмельченном состоянии смачиваться водой. Способность поверхности минералов смачиваться водой можно изменять искусственно, применяя флотационные реагенты. Путем подбора флотационных реагентов можно создать такие условия, при которых одни минералы будут флотироваться, а другие не будут, т.е. создать условия для селективного разделения этих минералов. Так реагенты-собиратели (коллекторы) закрепляются на поверхности минералов, которая становится не смачиваемой, т. е. гидрофобной. Гидрофобные частицы прилипают к пузырькам воздуха, и выносятся на поверхность пульпы, где образуют слой минерализованной пены, которая снимается в виде пенного продукта или концентрата. Гидрофильные, т.е. смачиваемые минеральные частицы остаются в объеме пульпы и выносятся из флотационной камеры через песковые, разгрузочные карманы - шиберы.
Описание технологических схем флотации.
Медно-цинковые, медные сплошные и вкрапленные руды Учалинского, Узельгинского, Молодежного и Талганского месторождений, перерабатываемые на фабрике, представляют сложный комплекс сульфидов меди, цинка и железа, отличающиеся труднообогатимостью.
Труднообогатимость перерабатываемых руд обусловлена:
тесной ассоциацией сульфидов при весьма неравномерной вкрапленности - наиболее полное раскрытие минералов меди, цинка и железа осуществляется только в самых тонких классах - 0,030 мм;
большой многосортностью руд в одном месторождении (медно-цинковые, медные, серно-колчеданные, цинковые, медные вкрапленные) с различным содержанием полезных компонентов;
разнообразным характером форм выделений меди, которая встречается в виде первичных сульфидов (халькопирита и блеклых руд) и вторичных сульфидов (ковеллина, халькозина и борнита).
Для переработки указанных руд на фабрике действуют две развитых технологических схемы обогащения:
1 вариант: коллективно-селективная с доизмельчением коллективного и грубого медного концентратов в отдельном цикле;
2 вариант: селективная схема (схема раздельной флотации сульфидов) с доизмельчением 1-го коллективного, 2-го коллективного и грубого медного концентратов с получением кондиционных медного, пиритного и грубого цинкового концентратов.
Получение кондиционного цинкового концентрата с плановым извлечением по классической коллективно-селективной, селективной схемам флотации из перерабатываемых руд сопряжено с определенными трудностями. Обусловлено это вещественным составом и некоторыми свойствами этих руд: весьма тонкая, доходящая до эмульсионной, вкрапленность сульфидов цинка в пирите, высокая флотационная активность части пирита, наличие различных по флотационным свойствам модификаций сфалерита. Это явилось главной причиной, которая предопределила разработку технологии устойчивого получения цинковых концентратов, включающей:
получение цинковых «головок» с содержанием цинка 47,0-50,0%;
получение грубых цинковых концентратов с содержанием цинка 20,0-25,0% по классическим схемам;
доводку в отдельном цикле грубого цинкового концентрата с двух секций до высококачественного концентрата с требуемыми кондициями по содержанию цинка и железа.
Обезвоживание
Качество концентратов определяется содержанием в них не только ценного компонента или примесей, но и воды (влаги). После флотации концентрат имеет влажность в пределах 50-80%. Допустимое же содержание влаги определяется условиями складирования и транспортирования концентратов и регламентируется в пределах от 3,8 до 9% (в зависимости от наименования концентратов и времени года).
Для достижения регламентированной влажности концентраты обезвоживают.
Обезвоживанием называется процесс удаления воды (влаги) из продуктов обогащения.
Процесс обезвоживания состоит из операций механического удаления воды из продуктов обогащения - сгущения, фильтрации и термической сушки.
Сгущение
Сгущением называются операции обезвоживания мелкозернистых пульп и суспензий, основанные на расслоении их путем осаждения взвешенных в пульпах (суспензиях) твердых частиц под действием силы тяжести и отделения их в виде осадка - сгущенного продукта от жидкости - слива.
Сгущение - процесс повышения содержания твердого в пульпе путем осаждения твердых частиц.
На фабрике сгущение производится в отделении сгущения главного корпуса.
На сгущение поступают медный, цинковый, пиритный, грубый цинковый концентраты и хвосты медной флотации, а также медный и цинковый фильтрат и дренажные смывки флотационного отделения. Для сгущения установлено 10 сгустителей с периферическим приводом диаметром 50 м (8 шт.) и 30 м (2 шт.).
Питанием сгустителей являются концентраты флотационного отделения и продукты возврата ФСО.
Фильтрация
Фильтрованием называются операции обезвоживания мелкозернистых пульп и суспензий, основанные на принудительной, под давлением, фильтрации содержащейся в них воды через фильтрующую пористую перегородку (поверхность), непроницаемую для твердых частиц пульпы (суспензии). Твердые частицы, задержанные фильтрующей перегородкой, называются осадком, а вода, проходящая сквозь перегородку, - фильтратом. Фильтрование осуществляется на дисковых вакуум/фильтрах и пресс - фильтрах «Diemme». Рабочим элементом дисковых вакуум-фильтров является фильтрующая поверхность - перегородка. По обеим сторонам фильтрующей перегородки создается разность давлений для принудительной фильтрации воды за счет вакуума - разрежения воздуха - путем откачивания его из-под фильтрующей перегородки.
Фильтрование происходит следующим образом. Пульпа подается на фильтрующую поверхность фильтра. Под действием вакуума вода из пульпы фильтруется через осадок из твердых частиц и фильтрующую поверхность. После накопления достаточного слоя осадка подача пульпы на фильтрующую поверхность прекращается и осадок еще некоторое время просушивается струей воздуха, пропускаемой через него, а затем снимается с фильтрующейся поверхности.
Фильтрование в пресс - фильтрах происходит за счет избыточного давления, создаваемого сжатым воздухом. Исходную суспензию под давлением подают одновременно во все камеры. При заполнении камер происходит процесс фильтрования. Жидкая фаза, проходя через слой фильтроткани, удаляется по специальным каналам между ребрами пластин и отверстиями в плитах. Твердые частицы удерживаются в фильтроткани. Фильтрование продолжается до полного заполнения камер осадком, затем осуществляют отжатие кека и продувку осадка сжатым воздухом. По окончании фильтрования пластины раздвигаются, и готовый концентрат разгружается на ленточный конвейер. После окончания разгрузки и промывки пластин цикл фильтрования повторяют.
Фильтрация концентратов на обогатительной фабрике осуществляется на фильтровальном участке фильтровально - сушильного отделения.
Сгущенные концентраты из сгустителей корпуса обогащения насосными агрегатами типа Гр подаются раздельно на пульподелители медного, цинкового и пиритного концентрата, установленные перед вакуум-фильтрами. Фильтрация осуществляется на фильтрах типа ДУ-68-2,5-2 и ДШ-100-2,5 на 6 технологических потоках, из них: два для медного № 2, один - для цинкового № 6, четыре - для пиритного (№№ 7-10) концентратов. Перелив ванн вакуум-фильтров возвращается системой насосных агрегатов в одноименные сгустители.
Также фильтрация осуществляется на пресс - фильтрах «Diemme» из них: три для медного и три для цинкового концентратов.
Во избежание снижения плотностей сгущенных продуктов в питании вакуум-фильтров необходимо, чтобы переливы с пульподелителей и ванн фильтров были минимальными, вплоть до исключения.
При прекращении фильтрации более чем на 2 часа, необходимо обеспечить перевод подачи сгущенного продукта, минуя ФСО.
Вакуум создается вакуум-насосами ВВН-50, ВВН-2-50. Имеются 2 обособленные вакуум-системы:
первая для фильтрации медного и цинкового концентратов, включает в себя три вакуум-машины ВВН-50 и две машины ВВН-2-50;
вторая - для фильтрации пиритного концентрата, включает в себя одну машину ВВН-2-50 и одиннадцать машин ВВН-50.
Компрессия (отдувка) создается турбовоздуходувками типа ТВ-175-1,6 - 2 шт., ТВ-150 - 2 шт., ТВ-200 - 1 шт., ZL-1400 - 1 шт.
Сушка
Термической сушкой называются операции обезвоживания влажных продуктов обогащения, основанные на испарении содержащейся в них влаги при нагревании сушимого продукта. Материал нагревают горячими газами, полученными при сжигании топлива (мазута). При сушке продукты обогащения обезвоживаются за короткий промежуток времени до воздушно-сухого состояния. Процесс сушки зависит от влажности продукта, подвергаемого сушке, его гранулометрического состава, параметров теплоносителя.
Сушка концентратов производится на сушильном участке фильтровально-сушильного отделения.
Отфильтрованный материал в виде кека направляется конвейерами №№ 41, 42, 46-50 на сушку. Сушка проводится в 7 барабанных сушилках типа СБ-3,222, из которых 4 предназначены для пиритного концентрата, 2 - для медного и 1 - для цинкового концентратов. Каждая барабанная сушилка состоит из топки, загрузочной течки, барабана с питателем, разгрузочной камеры, системы воздуховодов и газоходов, электрофильтра и дымососной установки. На фабрике применяются два типа топочных устройств: газомазутный калорифер ГМК-15 и ТГМ-10.
Комплекс сушильного оборудования включает газомазутный калорифер, устройство для загрузки кека, выгрузки готового концентрата, электрофильтр ППГ 75х3, вентилятор ВДН-11,2 (воздух на горение), вентилятор ВВД-12,5 (воздух на смешение), дымосос ДН-19.
Для ведения технологического процесса сушки и контроля за параметрами процесса сушки сушильный агрегат оборудован контрольно-измерительными приборами, показания которых выведены на местный щит управления и в операторскую ФСО.
Подача природного газа в ФСО осуществляется через газорегуляторную установку (ГРУ), находящуюся в корпусе фильтрации концентратов, которая понижает давление газа от 4,2 кгс/см2 до 0,4 кгс/см2. Резервным топливом является мазут марки М-40 или М-100.
Разводка газа от ГРУ до газомазутных калориферов выполнена из стальных труб различного диаметра, запорной арматуры, клапанов и дроссельных заслонок.
Топка соединена с барабаном футерованным газоходом диаметром 1,8 м. и длиной около 2,5 м. Через вертикальную загрузочную течку отфильтрованный материал подается в барабан с помощью спирального загрузчика. Барабаны диаметром 3,2 м. и длиной 22 м установлены на катках под углом 3 градуса к горизонту, вращаются со скоростью 4-5 оборотов в минуту. Материал перемещается к разгрузочной течке и системой конвейеров подается на склады готовой продукции.
Отсос отработанных газов сушильных барабанов осуществляется дымососами ДН-19. Очистка газов от пыли осуществляется в электрофильтрах типа ПГП-75х3. Улавливаемая пыль гидротранспортом направляется в хвостовой лоток.
Во избежание потерь концентратов дренажные смывки из отделений сушки перекачиваются раздельно в сгустители отделения сгущения. Для транспортировки медного и цинкового концентратов в склад имеется по одному конвейерному тракту, для пиритного концентрата - 2.
Подготовка концентратов к отгрузке
Подготовка концентратов к отгрузке осуществляется на складах концентратов. Склады медного, цинкового и пиритного концентратов предназначены:
для раздельного хранения готовых концентратов после сушки;
для шихтовки некондиционных концентратов по содержанию основных компонентов и по содержанию примесей.
Склады медного и цинкового концентратов закрытые с полезным объемом каждого склада 8400 т. Распределение концентратов производится ленточными конвейерами с передвижными самоходными штабелеукладчиками со стрелой 12 м.
Разгрузка концентратов из склада, шихтовка некондиционных концентратов производится грейферными кранами грузоподъемность 15 т (2,5 м3). Выдача концентратов из склада производится ленточными конвейерами с передвижными самоходными бункерами, оборудованными ленточными питателями шириной 1400 мм.
Погрузка концентратов предусматривается в открытые полувагоны ленточными конвейерами, управляемыми дистанционно из помещения железнодорожной весовой.
Кроме закрытого склада цинкового концентрата имеется открытый с полезным объемом 10 тыс. м3.
Склад пиритного концентрата открытый. Полезный объем склада около 40 тыс. м3. Шихтовка и погрузка пирита осуществляется погрузчиком «Вольво» в открытые железнодорожные полувагоны грузоподъемностью 70-75 т. Некондиционный пиритный концентрат складируется отдельно, а затем подвергается шихтовке.
1.4 Энергоснабжение
Внешнее энергоснабжение фабрики осуществляется от районной и главной понизительной подстанции (ГПП), которая на стороне 110 кВ подключена к сетям АО «Башкирэнерго». На ГПП и районной подстанции установлены по два трансформатора 110/6 по 20 мВА каждый. В нормальном режиме работы трансформаторы включены каждый на свою систему шин при отключенном межсекционным масляном выключателе.
Схема энергоснабжения оснащена системой автоматического ввода резерва АВР. Коммутационные пункты (КП) фабрики по стороне 6 кВ питаются кабельными ЛЭП, проложенными на кабельной эстакаде или в кабельном тоннеле. Высоковольтными токоприемниками (сторона 6 кВ) на обогатительной фабрике являются: высоковольтные двигатели мельниц, дробилок, нагнетателей и понизительные трансформаторы, которые несут нагрузку низковольтных электродвигателей. Годовое потребление электроэнергии зависит от объёма переработки руды и удельного расхода электроэнергии.
Главный корпус снабжается электроэнергией от трёх коммутационных пунктов U=6 кВ №№ 2, 3, 4. С КП-2 питание подается на силовые трансформаторы понижающих подстанции, с которых запитано электрооборудование 0,4 кВ первой секции главного корпуса.
С КП-3 и КП-4 аналогично запитано электрооборудование 0,4 кВ второй и третьей секции.
На подстанциях установлены трансформаторы мощностью 1000 и 1600 кВА 6/0,4 кВ.
1.5 Водоснабжение
Вода на обогатительной фабрике используется на всех стадиях технологического процесса обогащения.
Наибольший объем воды используется в водно-шламовом процессе обогащения руды. При измельчении руды воду используют для создания определенного соотношения Т:Ж, необходимого для помола, транспортировки и классификации измельченного продукта; при флотации воду подают для создания соотношения Т:Ж пульпы и для транспортировки ценного продукта и хвостов обогащения. Кроме технологического расхода в водно-шламовом процессе вода используется: на промывку прободоставки пульпы главного корпуса ОФ, приготовление растворов реагентов, охлаждение маслоохладителей подшипников дробилок, масляных станций мельниц, вакуум-насосов, дымососов, на промывку пресс-фильтров, гидроуборку просыпей и пылеподавление, гидроуплотнение насосов, в дренажных зумпфах, мокрую уборку помещений.
Система оборотного водоснабжения
Система оборотного водоснабжения действует на основе использования воды, поступающей из хвостохранилища обогатительной фабрики включает:
сливные колодцы и самотечные коллекторы хвостохранилища;
насосную станцию оборотного водоснабжения (в насосной станции установлены 4 насоса марки Warman 14/12 GYH, производительностью 1800 м3/час каждый);
водоводы оборотной воды диаметром 700 мм;
резервуар оборотной воды объёмом 2000 м3;
напорные разводящие сети от резервуара до потребителей.
Осветленная вода от водозаборных колодцев №1 и №5 по системе коллекторов подается на насосную станцию оборотного водоснабжения и далее перекачивается по двум трубопроводам диаметром 700 мм в расходный резервуар объёмом 2000 м3.
От резервуара по системе водоводов оборотная вода подается в каждое отделение обогатительной фабрики в технологический процесс для очистки полов от просыпи и пыли. Химический анализ оборотной воды приведен в таблице 3.4.
Помимо оборотной воды в процессе обогащения используют внутрифабричную воду, которая поступает со сливов сгустителей.
Для увеличения водооборота и уменьшения забора свежей воды из озера Б. Учалы введен в эксплуатацию комплекс сооружений, основным элементом которого является водоудерживающая плотина на р. Буйда.
В состав сооружений входят:
земляная плотина на р. Буйда;
насосные станции I и II подъемов (в насосных станциях установлено по три насоса ЦН-400-210);
две нитки водоводов;
резервуар - 500 м3 (2 штуки);
резервуар - 1000 м3.
Забор воды из водохранилища насосной станции осуществляется через донный водоспуск, который выполнен из двух труб диаметром 820 мм, заключенных в бетонную оболочку. Место входа воды выполнено в виде оголовка с рыбозащитным устройством.
Насосная станция 1 подъёма подает воду в резервуары ёмкостью 500 м3. Насосная станция 2 подъёма забирает воду из резервуаров ёмкостью 500 м3 и подаёт в резервуар ёмкостью 1000 м3. Из последнего вода самотеком поступает на обогатительную фабрику (на разделение медно-пиритных и цинковых минералов).
Имеется возможность подачи буйдинской воды в систему оборотного водоснабжения.
Система водоснабжения обогатительной фабрики промышленной водой.
Система водоснабжения обогатительной фабрики промышленной водой включает:
насосную станцию промышленного водоснабжения на оз. Б. Учалы (3 насоса типа ЗВ-200-4С, производительностью 500 м3/час и Н=186 мм водного столба каждый);
2 водовода диаметром 500 мм;
резервуар производственной воды ёмкостью 1000 м3;
напорно-разводящие сети.
Вода из озера Б. Учалы насосной станцией по двум водоводам диаметром 500 мм закачивается в резервуар ёмкостью 1000 м3, от которого проложена система водоводов для запитки всех отделений обогатительной фабрики.
Основное количество промышленной воды расходуется на растворение реагентов, пресс - фильтры «Diemme», вакуумные машины и для работы оборудования АСУТП.
Часть промышленной воды расходуется в операции разделения медно-пиритных и цинковых минералов.
Использованная промышленная вода на охлаждение приводов оборудования (условно-чистые стоки) через самотечные коллекторы канализации, насосную станцию (два насоса Д-200) возвращается в резервуар промышленной воды ёмкостью 1000 м3.
1.6 Реагентное хозяйство
Для осуществления и интенсификации флотационного метода обогащения используются флотационные реагенты. Воздействие флотационных реагентов позволяет в широком диапазоне изменять поверхностные свойства минералов.
Приготовление реагентов на Учалинской обогатительной фабрике производится в корпусе приготовления реагентов отделения приготовления реагентов, в состав которого входят склады жидких и сухих реагентов, участок приготовления реагентов, участок приготовления известкового молока.
Общая схема приготовления растворов реагентов следующая:
реагенты в упакованном виде привозятся со склада авто- или электропогрузчиками к контактным чанам в растворное отделение;
после вскрытия тары, реагенты загружаются в контактные чаны.
Таблица 1.3 - Флотационные реагенты, применяемые на обогатительной фабрике
№ п.п. |
Технологическое наименование |
НТД |
Наименование по НТД |
|
1 |
Ксантогенат бутиловый |
ГОСТ 7927-75 с изм. 1, 2, 3 |
Ксантогенат калия бутиловый |
|
2 |
Ксантогенат изобутиловый |
ТУ 6-14-1073-83 с изм. 1, 2, 3 |
Ксантогенат калия изобутиловый |
|
3 |
Ксантогенат изопропиловый |
ТУ 6-14-854-83 с изм. 1, 2, 3 |
Ксантогенат калия изопропиловый |
|
4 |
Медный купорос |
ГОСТ 19347-99 |
Купорос медный |
|
5 |
Цинковый купорос |
ТУ-647-РК-00200928-119-90 с изм. 2 |
Сульфат цинка технический |
|
6 |
Гидросульфид натрия |
ТУ 2153-296-00204168-2001 |
Гидросульфид натрия технический |
|
7 |
СФК |
ТУ 6-03-465-79 |
Флотореагент «СФК» (спирт амиловый) |
|
8 |
AEROPHINE 3418A |
Спецификация по безопасности материала |
CYTEK « AEROPHINE 3418A» |
|
9 |
Nalko 9873 PULV |
Паспорт безопасности |
Nalko 9873 PULV |
|
10 |
Карбамид |
ГОСТ 2081-92 |
Карбамид |
|
11 |
Известь |
ТУ 48-0303-02 ГОСТ 9179 - 77 с изм. 1 |
Известь технологическая Известь строительная |
Растворение производится перемешиванием и агитацией в контактных чанах.
Из растворных чанов, после отстаивания и определения концентрации растворы сливаются в отстойники, в которых происходит дальнейшее осветление растворов реагентов.
Из отстойников осветленные растворы по мере необходимости подаются кислотоупорными насосами в расходные чаны, установленные перед уравнительными бачками питателей реагентов на реагентной площадке в главном корпусе.
Растворение и хранение растворов различных реагентов производится в изолированных помещениях.
При приготовлении растворов реагентов требуемой концентрации, необходимый вес загружаемого материала (реагента) В определяется по формуле:
B=Vх K/Aхс, (1.1)
где V - заданный объем раствора, м3;
К - заданная концентрация, %;
А - активность реагентов, %;
С - плотность раствора реагента, т/м3.
Приготовление раствора ксантогената калия (натрия). При приготовлении раствора ксантогената возможно использование сочетания бутилового, изобутилового и изопропилового ксантогенатов, соотношение состава ксантогенатов утверждает гл. инженер фабрики.
Барабаны вскрываются вручную и ксантогенат загружают в чаны №№ 10, 11, 12, предварительно заполненные на 2/3 промышленной водой с включенными мешалками и вытяжной вентиляцией. Освобожденные барабаны тщательно промываются водой, складируются в отведенном месте.
После загрузки ксантогената чаны доливают водой и раствор перемешивается в течение 3-6 часов, после чего растворщик отбирает пробу для определения концентрации полученного раствора, которая определяется по методике экспресс-анализа. В случае отклонения от заданного технологического режима (см. табл. № 4.14) в растворные чаны добавляется необходимое количество воды или ксантогената.
После шести - двенадцати часов отстаивания раствор ксантогената из отстойников №№ 13, 14, 15, 16 насосами №№ 13, 14, 16 перекачивают в буферные емкости главного корпуса (чаны № 5, 12), которые находятся на отметке +5,02.
Из буферных баков ксантогенат через систему УДР-1 дозируется в процесс.
Приготовление раствора СФК. На фабрику СФК поступает в железнодорожных и в автомобильных цистернах, откуда сливается в подземные приемные емкости №№ 1, 2, 3, 4, каждая объемом 50 м3.
Все 4 емкости соединены одним коллектором. Из емкости №№ 1, 2, 3, 4 СФК шестеренчатым насосом закачивают в специальный оборудованный контейнер объемом 1,75 м3. Из контейнера в к/чан емкостью 20 м3 заливается расчетное количество реагента и в течение 1 часа раствор перемешивается и сливается в отстойник №1 (2).
Приготовление раствора гидросульфида натрия. Гидросульфид натрия на обогатительную фабрику поступает в железнодорожных цистернах. При приемке гидросульфида из цистерн, установленных на тупике № 13 (главный корпус), реагент сливают в специальные емкости №№ 1-7 вместимостью 50 м3 каждая.
Слив реагента производится через горловину цистерны буровым насосом.
Растворение и отстаивание гидросульфида производят в чанах №№ 4, 5, 6, 7, 8, 9.
Также гидросульфид поступает на тупик № 12 (отделение приготовления реагентов), реаген сливают в специальные емкости №№ 1-4 склада жидких реагентов вместимостью 75 м3 каждая.
Гидросульфид в растворные чаны из емкостей №№1-7 подается насосом №44 или насосами №№1, 2, 3, 4склада жидких реагентов.
Загрузку гидросульфида производят из расчета: на заданную концентрацию.
Раствор перемешивается в течение часа, затем определяется его концентрация по методике экспресс-анализа. В случае отклонения раствор доводят до требуемой концентрации добавлением воды или гидросульфида.
Приготовление раствора цинкового купороса. На обогатительную фабрику цинковый купорос поступает гранулированный в мягких контейнерах разовых (МКР) ГОСТ 15941-75. Средняя активность по содержанию цинка 32-35%. Для приготовления раствора цинкового купороса 20%-ной концентрации в реагентном отделении имеются четыре растворных чана №№ 13, 14, 15, 19 и пять отстойников №№ 17, 18, 19, 25, 26. Цинковый купорос выгружают в растворный чан, предварительно заполненный водой на 2/3 с включенной мешалкой и вытяжной вентиляцией.
После загрузки цинкового купороса чаны заливают до нужного объема, и раствор перемешивается в течение не менее 4 часов, после чего отбирается проба для проведения экспресс-анализа. При заданной концентрации раствор цинкового купороса самотеком сливается в отстойники. Продолжительность осветления раствора 6 часов. Далее цинковый купорос закачивается насосами №№ 17, 18, 19, 25, 26 в буферные емкости (чаны №№ 10 и 11) главного корпуса на отметку +5,02, откуда раствор цинкового купороса дозируется в процесс.
Подобные документы
Характеристика коренных золотосодержащих руд. Исследование обогатимости руды месторождения "Мурунтау". Расчет схемы дробления с выбором оборудования. Материальный баланс выщелачивание руды цианистым раствором. Расчёт рентабельности продукции и прибыли.
дипломная работа [273,1 K], добавлен 29.06.2012Геологическая характеристика месторождения. Анализ работы обогатительной фабрики. Изучение состава руды, технология ее переработки. Проектирование водоснабжения и хвостового хозяйства. Автоматизация системы контроля и управления технологическим процессом.
курсовая работа [70,3 K], добавлен 23.01.2014Выбор и обоснование технологической схемы рудоподготовки. Расчёт основного технологического оборудования. Сравнение работы пресс- и вакуум-фильтров при фильтровании медного концентрата. Опробование и контроль технологического процесса на фабрике.
дипломная работа [1,4 M], добавлен 29.06.2012Ознакомление с вещественным составом и физико-механическими свойствами руды Олимпиадинского месторождения. Рассмотрение аппаратурных схем и характеристика основного оборудования, применяемого для подачи, дробления и транспортировки сульфидной руды.
отчет по практике [2,0 M], добавлен 26.09.2014Система разработки с торцевым выпуском руды. Благоприятные условия для применения систем с подэтажной выемкой. Процессы очистных работ. Расчет параметров взрывной отбойки. Схемы отбойки руды скважинами. Выпуск, погрузка и особенности доставки руды.
контрольная работа [249,8 K], добавлен 22.06.2011Выбор системы разработки месторождений полезных ископаемых по постоянным и переменным факторам. Расчет подготовительно-нарезных работ, показателей извлечения руды; трудовых, энергетических и материальных затрат. Определение себестоимости добычи 1 т руды.
курсовая работа [63,4 K], добавлен 29.06.2012Характеристика сырья и сорта руд, перерабатываемых на обогатительной фабрике. Технологическая схема переработки, флотация медно-цинковой и полиметаллической руды, оборудование для флотационного обогащения. Приготовление растворов флотационных реагентов.
отчет по практике [53,5 K], добавлен 06.10.2012Определение количества руды и металла в недрах с выяснением распределения запасов по отдельным сортам и по участкам месторождения. Определение качества руды и степени надежности и достоверности цифр подсчета запасов и степени изученности месторождения.
презентация [2,1 M], добавлен 19.12.2013Назначение процессов подготовки руды. Характеристика крупности исходной и дробленой руды. Разработка проекта отделений рудоподготовки с обоснованием и расчетом схемы используемого оборудования. Выбор грохотов и дробилок для разных стадий дробления.
курсовая работа [515,9 K], добавлен 26.06.2011Характеристика вещественного состава руд Волдинского месторождения. Выбор и обоснование технологической схемы обогащения, дробления и измельчения руды. Выбор основного и вспомогательного оборудования: дробилок, грохота, флотомашин, мельниц и сушилок.
дипломная работа [231,4 K], добавлен 16.08.2011