Характеристика процесса обогащения металлических руд на примере Учалинской обогатительной фабрики
Курсовая работа
На тему
Характеристика процесса обогащения металлических руд на примере Учалинской обогатительной фабрики
Введение
Добыча руды и производство цветных и редких металлов с каждым годом возрастают.
Руды цветных и редких металлов отличаются сложностью минерального и химического состава. В большинстве своем они являются комплексными, полиметаллическими, содержащими несколько цветных и редких металлов в виде минералов, совместное присутствие, которых затрудняет или исключает применение металлургических процессов без предварительного разделения их методами обогащения.
В процессе обогащения руд одновременно решается задача удаления из обогащаемых продуктов вредных примесей, присутствие, которых ухудшает качество. Таким образом, цель обогащения руды состоит в том, чтобы отделить полезные минералы от минералов пустой породы и вредных примесей и сконцентрировать их в отдельные продукты, пригодные для химической или металлургической переработки.
Современные обогатительные фабрики ежегодно перерабатывают миллионы тонн полезных ископаемых, с каждым годом совершенствуется техника обогащения, создается новое оборудование, осваиваются новые виды полезных ископаемых и повышается извлечение из них ценных компонентов.
1. Общая характеристика обогатительной фабрики
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.
Первое проектное задание обогатительной фабрики Учалинского ГОКа на производительность 2,5 млн. т. руды в год было разработано в 1955 году институтом "Уралмеханобр".
В соответствии с утвержденным проектным заданием в 1957-1958 гг. были выполнены рабочие чертежи дробильных корпусов и склада дробленой руды и в 1959 году начато их строительство.
Выполнение рабочих чертежей обогатительной фабрики было закончено в 1963 году.
Разработкой технологии обогащения медно-цинковых руд Учалинского месторождения (до 1955 года) занимался, в основном, институт "Уралмеханобр". Им разработана цианидная технология прямой селективной флотации, которая заложена в проект обогатительной фабрики.
Ввиду неподготовленности хвостового хозяйства и очистных сооружений для работы по проектному цианидному режиму, пуск 1 очереди фабрики в 1968 году осуществлен по схеме селективной флотации медно-цинковых руд по бесцианидному режиму (с применением сернистого натрия и цинкового купороса), разработанному коллективом УГОК совместно с институтом "Уралмеханобр".
С целью увеличения объёма переработки руды с июня 1969 года Учалинская обогатительная фабрика переведена на схему коллективно-селективной флотации медно-цинковых руд с использованием технологического и реагентного режима, рекомендованного исследовательской лабораторией комбината.
В 1970 г. была выполнена корректировка проектного задания расширения Учалинского ГОКа до 3,5 млн. т. руды в год.
Производительность 1 секции при этом была принята 1,2 млн. т. руды в год, 2 и 3 секции мощностью соответственно 1,1 и 1,2 млн. т. руды в год. 2 очередь сдана в эксплуатацию в сентябре 1972 г. Строительство фабрики на полную мощность с вводом в эксплуатацию в полном объёме дробильного отделения, 2 и 3 секций корпуса обогащения было закончено в январе 1974 года.
Проектная мощность по переработке руды достигнута в 1974 году.
Учалинская обогатительная фабрика запроектирована на переработку учалинской медно-цинковой руды. Фактически же кроме Учалинской с 1969 по 1982 г. перерабатывались руды месторождения им. XIX партсъезда, с 1982 года перерабатываются руды Молодежного месторождения, с марта 1992 года начала поступать в переработку руда подземного Узельгинского рудника. Кроме того, из-за необеспеченности загрузки фабрики в полном объёме местным сырьем, начиная с 1986 года на УОФ осуществлялась переработка привозных руд, в том числе гайской, николаевской, яман-касинской, карабашской, александринской.
Специалистами Учалинской обогатительной фабрики и исследовательской лаборатории совместно с институтами «Гинцветмет», «Унипромедь» разработаны, внедрены и постоянно совершенствуются развитые схемы обогащения, технологические и реагентные режимы в соответствии с технологическими свойствами перерабатываемых руд.
До 1981 года обогащение медно-цинковых руд Учалинского месторождения осуществлялось по классической коллективно-селективной схеме флотации с доизмельчением коллективного и грубого медного концентратов. С 1982 года технология обогащения учалинских руд включает получение по коллективно-селективной схеме флотации грубого цинкового концентрата с содержанием цинка 20-25%. Грубый цинковый концентрат подвергается операции доводки в отдельном цикле до содержания цинка 46-48% с требуемыми кондициями по содержанию железа.
В результате исследований, проведенных исследовательской лабораторией УГОКа, детального анализа промышленных данных, изучения вещественного состава руд и продуктов обогащения были найдены пути дальнейшего совершенствования технологической схемы обогащения руды.
В дальнейшем, по мере отработки руд открытым способом и с переходом на подземную разработку 2-х месторождений - Учалинского и Узельгинского, а также в связи с физическим износом основного оборудования, достигнутый уровень суммарного извлечения меди и цинка (до 150%) при высоких эксплуатационных затратах не мог удовлетворять предприятие, не мог обеспечить стабильную работу предприятия.
Вновь назрела необходимость в реконструкции обогатительной фабрики.
СП ЗАО «ИВС», выступившее генеральным подрядчиком проведения реконструкции обогатительной фабрики, осуществило весь комплекс работ разработки технологии, поставки оборудования и средств автоматики. Проектирование было осуществлено АОЗТ «Механобр Инжиниринг».
Все работы выполнялись в условиях действующего производства без снижения объемов переработки, которые распределялись на старое оборудование и новое по мере его ввода в эксплуатацию. Ввод реконструируемых секций осуществлялся поэтапно. I секция была построена за 8 месяцев с начала демонтажа старого оборудования до запуска нового. Фронт медной и коллективной флотации был запущен в эксплуатацию 21.12.2000 г., фронт цинковой флотации - 12.02.2001 г.
Фронт медной флотации объединенной II секции реконструирован и запущен в работу в октябре 2001 г., коллективной флотации в ноябре 2001 г., дофлотации цинка - в феврале 2002 г., цинковой флотации II секции - 20.02.2004г.
Фронт I очереди доводки грубых цинковых концентратов реконструирован и запущен в работу 25.10.2005., дофлотации меди и медно-пиритного продукта - 22.12.2006., дофлотация цинка из хвостов основной медной флотации узла доводки - 29.06.2007г.
В настоящее время работы по реконструкции флотационного отделения завершены.
На 2-х обновленных секциях флотации перерабатываются руды 6-ти сортов в объеме 5,5 млн. т. в год по схеме с последовательным выделением меди и цинка в селективные концентраты с частичной доводкой грубых цинковых концентратов (до 50% от общего объема) до кондиции в узле обезжелезнения с получением готового цинкового концентрата камерным продуктом.
Медно-цинковые руды Узельгинского, Учалинского и Талганского месторождений перерабатываются по коллективно-селективной, селективной схеме обогащения с получением кондиционных медного, цинкового, пиритного и грубого цинкового концентратов с дальнейшей доводкой до кондиционного в отдельном цикле по специально разработанному технологическому и реагентному режиму.
В настоящее время медно - цинковые пирротинсодержащие руды с содержанием цинка менее 1,8% перерабатываются как медные по схеме коллективно-селективной флотации в высокощелочной среде с выводом медной «головки» и получением кондиционного медного концентрата.
Хвосты медной флотации вместе с коллективными хвостами направляются в отвал.
При содержании в руде более 2% цинка ведутся наработки по схеме с выводом медной «головки», грубого медного концентрата, с открытым циклом в цинковой флотации с обезжелезнением грубого цинкового концентрата.
Таким образом, руды, перерабатываемые на обогатительной фабрике, характеризуются сложным вещественным составом, тонким взаимопроростанием сульфидов полезных минералов друг с другом и пустой породой, что требует для их раскрытия тонкого измельчения руды перед флотацией.
Значительное колебание содержаний меди, цинка, серы по участкам в рудах Учалинского месторождения свидетельствует о необходимости тщательного их усреднения перед подачей на обогатительную фабрику.
Введены в эксплуатацию установки шести фильтр-прессов «Diemme» на месте трех сушильных барабанов, что позволяет в одну операцию выпускать медный и цинковый концентрат с кондиционной влагой. Достигнута суммарная производительность медных фильтров - 72 т/час, цинковых фильтров - 72 т/час.
Главной организацией по совершенствованию технологии обогащения перерабатываемых руд до 1992 года являлся институт «Гинцветмет».
В настоящее время работы по совершенствованию технологии возглавляет СП ЗАО «ИВС» в тесном сотрудничестве со специалистами обогатительной фабрики и исследовательской лаборатории.
Силами исследовательской лаборатории и геологической службы комбината проводится опережающее изучение вещественного состава и технологических свойств руд, подлежащих переработке на обогатительной фабрике. По результатам исследований составляются карты обогатимости руд, данные которых используются в расчетных таблицах ежемесячных (годовых) направлений горных работ по рудникам, что дает обогатителям своевременную информацию о качестве поступающих в переработку руд не только по содержанию, но и по показателям обогащения.
С мая 2002 г. хвостовое хозяйство с хвостохранилищем для складирования отвальных хвостов выделено в самостоятельный цех технологических гидротехнических сооружений (ЦТГС)
Таблица 1.1 - Основные и вспомогательные производственные здания
№ п/пКорпусПлощадь застройки, м2 Строительный объем, м31Навес над бункерами65579622Корпус крупного дробления430345603Корпус среднего и мелкого дробления2070541404Главный корпус (корпус обогащения)6382010991945Корпус приготовления реагентов2520352006Склад реагентов2680227807ФСО с бытовым корпусом152523594728Административно бытовой корпус108091749Склад медных, цинковых концентратов9702104000
2. Геологическая характеристика Учалинского месторождения
.1 Медно-цинковая руда
Характерной особенностью минералогии руд месторождения является то, что многие из рудообразующих минералов представлены сериями разностей, различающихся не только по форме выделений и строению агрегатов, но, судя по всем признакам, и по условиям и времени своего образования.
Главным минимальным фоном сплошных руд является пирит, в массе которого распределены халькопирит и сфалерит, являющиеся основными минеральными формами главных ценных компонентов руд: меди и цинка. Другие минералы являются второстепенными или редкими и их промышленное значение (за некоторым исключением) обычно невелико.
Из текстур преимуществом пользуется массивные, пятнистые, брекчиевидные, полосчатые, скрытокристаллические.
Структура руды самая разнообразная: мелкозернистая, интерспициальная, петельчатая, цементная, микроколломорфная, эмульсионная, реже колломорфная.
Пирит является наиболее распространенным минералом руды, составляет 75 - 78 % от рудной массы. Наиболее часто встречающиеся размеры его выделений составляют от 0,5 до 1,2 мм.
Обилие тонкозернистых включений халькопирита и сфалерита в пирите, а также развитие нерудных минералов в интерспециях зерен пирита обуславливают сложные взаимопрорастания этих минералов и трудности их раскрытия при измельчении.
Медные минералы в руде представлены в основном халькопиритом, редко блеклой рудой и борнитом, и в единичных случаях - ковеллином и халькозином. Среднее содержание халькопирита в медно-цинковых рудах не превышает 3 -5 %.
В массивной медно-цинковой руде халькопирит наблюдается преимущественно в ассоциации с пиритом, во вкрапленных - образует рассеянные, тонкозернистые и прожилково-зернистые агрегаты среди нерудных минералов. Сложные срастания халькопирита со сфалеритом типичны, в богатых цинком сплошных рудах зоны теснейших срастаний этих минералов нередки. Значительно реже халькопирит и сфалерит образуют в пирите обособленные прожилки, зерна, агрегаты.
Сфалерит образует преимущественно теснейшие взаимные прорастания с пиритом и халькопиритом, часто отмечаются срастания сфалерита с нерудными минералами. Размер чистых полей сфалерита колеблется от 0,02 до 0,2 мм. Форма его выделений - неправильные агрегаты, зерна, прожилки.
Преобладающее количество сфалерита представлено высокожелезистым темно-серым марматитом и лишь в незначительных количествах встречается кремовато-коричневая его разновидность (клейофан).
Тонкие прожилковые выделения блеклой руды довольно часто наблюдаются по трещинам и в межзерновых промежутках агрегатов пирита или внутри зерен халькопирита, ассоциирующего с пиритом, нередко блеклая руда образует неравномерную вкрапленность среди нерудных минералов или в срастании с галенитом, сфалеритом и пиритом. Размер включений блеклой руды в пирите от 0,006 до 0,15 мм, редко до 0,5 мм.
Нерудными минералами в массивных рудах являются кварц, серицит, хлорит, кальцит, реже эпидот; на флангах в висячем боку рудных тел, в цементе брекчиевидных руд широко развит барит до пяти-восьми процентов.
Повышенные количества нерудных минералов затрудняют осаждение пирита в сгустителях фабрики.
В целом медно-цинковые и цинковистые руды Учалинского месторождения как типичный комплекс сульфидных минералов, характерных для колиданных месторождений Урала, с весьма тесным и тонким их взаимопрорастанием, представляют собой сложный объект для обогащения в части их раскрытия и разделения.
Таблица 2.1 - Минеральный состав медно-цинковой руды
Рудные минералысодержание, %Нерудные минералысодержание, %1234Пирит FeS275,0 - 78,0Кварц SiO26,0 - 8,0сфалерит ZnS4,0 - 6,0Кальций CaCo31,5 - 2,0Халькопирит CuFeS22,5 - 2,7Алюмосиликаты4,0 - 4,5Блеклые руды 3Cu2S As2S20,2 - 0,3Барит BaSO43,0 - 5,0Ковелин Cu2S3ед. зернаБорнит Cu5 FeS4ед. зернаГалленит PbSед. зернаГематит FeO3ед. зернаАрсенопиритFe ASSед. зерна
2.2 Медная вкрапленная руда
Медная вкрапленная руда представлена свежими (добываемыми одновременно с МЦК - рудами) и лежалыми разностями.
Медная лежалая некондиционная руда относится к типу вкрапленных сульфидных руд. Главные рудообразующие минералы: пирит (18 -35 %), халькопирит (1,0 - 1,2 %), сфалерит (1,3 %). Нерудные минералы - кварц, серицит, хлорит, кальцит. В незначительных количествах присутствуют теннантит, борнит, ковеллин.
Сульфиды в массе руды представлены пиритом от редкой неравномерно рассеянной до густой сплошной и прожилковой вкрапленности в кварц - серицитовых пород.
Халькопирит и сфалерит в пустой породе представлены в основном в виде маломощных прожилок. Чаще эти минералы вместе или изолированно друг от друга заполняют межзерновые промежутки пирита в виде прожилковидных и неправильных выделений, тесно ассоциируя с нерудными минералами.
Незначительная часть халькопирита и сфалерита образуют тесные срастания с пиритом. Зерна халькопирита имеют размеры от10 - 20 до 130 мкм, выделения сфалерита от 10 - 20 до 200 мкм.
2.3 Руда нижних горизонтов Учалинского месторождения
Южная часть месторождения представлена медно-цинковыми и цинковыми рудами с содержанием цинка от 030 до 6,50 %, меди от 0,40 до 1,60 %, цинка от 0,30 до 6,50 %.
В руде центральной части меди содержится от 0,4% до 1,20 %, цинка от 1,30 % до 8,5 %.
Содержание серы в рудах на уровне 39 %.
Текстура руд - массивная, колломорфная, брекчиевидная, пятнистая; полосчатая структура разнозернистая, тонкозернистая, идиоморфная, гипидиоморфная, аллотриоморфнозернистая.
Основные рудообразующие минералы: пирит, сфалерит, халькопирит; второстепенные: блеклые руды, галенит, магнитит, гематит, редко арсенопирит, борнит.
Нерудные: кальций, кварц, серицит, хлорит, барит. Доля нерудных в руде до 20 %.
Основная масса руд представлена пиритом, в среде которого сфалерит, халькопирит, блеклые руды и другие рудные и нерудные минералы образуют выделения разнообразных форм и размеров.
3. Технологический процесс обогащения
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.
3.1 Дробление
Дробление - это разрушение твердого кускового материала на более мелкие куски под действием внешних 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) 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.
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 корпуса крупного дробления производится по железной дороге думпкарами грузоподъемностью 105 т. Полезная емкость каждого бункера 900 т.
Наличие передвижных конвейеров №№5,6 позволяет осуществить перевод руды с технологического потока №1 конвейером №5 на конвейер №8 технологического потока №2. Наличие реверсивных конвейеров №17,18 позволяют подавать различный сорт руды на любую из трех секций в бункера главного корпуса.
При вынужденной остановке одной из дробилок мелкого дробления 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 ширину разгрузочных щелей дробилок. Для исключения брака ширина разгрузочных щелей дробилок не должна превышать режимных параметров.
Дробильное отделение Учалинской обогатительной фабрики состоит из:
корпуса крупного дробления;
корпуса 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 корпуса крупного дробления производится по железной дороге думпкарами грузоподъемностью 105 т. Полезная емкость каждого бункера 900 т.
Исходная руда крупностью - 800 мм из приемных бункеров пластинчатыми питателями ПП1-18-120 подается на 1 стадию дробления в щековые дробилки (1 поток - СМД 118 - 1, 2 поток - СМД 118 - 1А). Степень дробления 1 стадии - 2,85.
Дробленая руда крупностью -300 мм системой ленточных конвейеров: I поток - № 5, 7; II поток - № 6, 8 подается на 2 стадию дробления, которая осуществляется в конусных дробилках:поток - дробилка № 23 КСД-2200 Гр-ВД;поток - дробилка № 24 КСД-2200 Гр-ВД.
Степень дробления 2 стадии - 3,5.
Дробленая руда крупностью - 85 мм поступает на контрольное грохочение. Под каждой дробилкой расположено по 2 грохота. Под дробилкой № 23 грохота №№ 29, 31, (ГИТ-52М), под дробилкой № 24 грохота № 30 (ГСТ-52УМ), № 32 (ГСТ-52МУ). На грохотах ГИТ-52 установлены сита с ячейками Ø35 мм, на грохоте ГСТ-52МУ - 25х25 мм, на грохоте ГСТ-52УМ - 20х20 мм.
На 3 стадию дробления поступает класс -85+30 мм - надрешетный продукт грохотов.
Соотношение единиц дробильного оборудования по стадиям составляет 1:1:2.
Бракованной продукцией является выпуск дробленой руды с содержанием класса +20 мм более 16%. При выпуске брака необходимо остановить технологический поток дробления и проверить ширину разгрузочных щелей дробилок. Для исключения брака ширина разгрузочных щелей дробилок не должна превышать режимных параметров.
Нормы и параметры, регламентирующие условия ведения технологических процессов дробления и грохочения, представлены в таблице 3.1
Таблица 3.1- Нормы и параметры процессов дробления и грохочения
N п/пПараметры технологического процессаПоказатели1Заполнение приемных бункеров рудой (постоянно), не менее, т1002Крупность руды, мм в питан. 1 стадии дробления в питан. 2 стадии дробления в питан. 3 стадии дробления Не более 800 Не более 300 Не более 85 3Размер разгрузочной щели дробилки, мм 1 стадии дробления 2 стадии дробления 3 стадии дробления 150±40 30-60 5-154Размер отверстий сита грохота ГИТ-52М, Ø мм ГСТ-52МУ, мм: ГСТ-52УМ, мм:35 25-25 20х205Содержание класса +20 мм в дробленой руде, %Не более 166Частота замеров и регулировки ширины щелей дробилок 1 стадии дробления 2 стадии дробления 3 стадии дробления 1 раз в 7 суток 1 раз в 5 суток 1 раз в сутки7Периодичность замены дробящих футеровок, месяц щековых дробилок конусных дробилок среднего дробления конусных дробилок мелкого дробления 1,5-2 3 4
Конкретные режимные параметры на определенные периоды разрабатываются и утверждаются в виде технологических режимов.
3.2 Измельчение и классификация
.2.1 Теоретические основы процесса измельчения и классификации
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).
Барабанные мельницы с центральной разгрузкой предназначены для получения тонкоизмельченного продукта за счет низкой скорости перемещения материала в осевом направлении.
Измельчение руды всегда сопровождается классификацией по крупности - разделением исходного 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, увеличить диаметр пескового отверстия или снижать плотность пульпы.
Измельчение дробленой руды осуществляется на трех секциях измельчительного отделения главного корпуса.
В качестве мелющих тел на фабрике используют стержни и шары, 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.
Догрузку шаров в мельницы производит машинист мельниц 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.
3.2.2 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 3600х4500 и по две шаровых МШЦ 3600х5000.
В цикле доизмельчения: на I секции по одной МШЦ 3600х4500 и МШЦ 3200х4500; на II секции одна МШЦ 3200х4500 и две МШЦ 2700х3600; на III секции две МШЦ 3200х4500. Объем мельниц по секциям указан в таблице 3.2
Секция1 стадия измельчения2 стадия измельчения3 стадия измельченияДоизмельчениеОбщий объём мельниц по секциям, м3123Техн. № мел.V, м3Техн. № мел.V, м3Техн. № мел.V, м3Техн. № мел.V, м3Техн. № мел.V, м3Техн. № мел.V, м311403452454405321917,5219,526408457459321017,51617,51973114013451245143215322017,5211,512013513510481,552,5628
Дробленая руда из параболических бункеров (их два) объемом 12000 куб. м и ящичного (один) объемом 4000 куб. м с помощью системы конвейер-питателей (№№ 23, 23а, 24, 25, 25а, 26, 27, 28, 29, 30) и сборных ленточных конвейеров (31, 32, 33) подается в стержневые мельницы 1-ой стадии измельчения (М-1, М-6, М-11). Перед поступлением в мельницы руда взвешивается на конвейерных электронных весах типа «ТЕН30-М», установленных на наклонных сборных конвейерах №№ 31, 32, 33.
Для достижения необходимой тонины помола до 80-85% класса менее - 0,074 мм перед коллективной флотацией руда измельчается в три стадии.
-ая стадия измельчения осуществляется в стержневых мельницах, которые работают в открытом цикле.
Разгруз стержневых мельниц самотеком поступает в шаровые мельницы с центральной разгрузкой 2-ой стадии измельчения (М-3, М-8, М-13). Мельницы работают в замкнутом цикле с гидроциклонами ГЦ-71, которые предназначены для классификации материала по крупности (эффективность работы гидроциклонов контролируется по классу -0,074 мм). Пески гидроциклонов 1-ой стадии классификации возвращаются в мельницы 2-ой стадии измельчения, слив гидроциклонов через насосы на классификацию в гидроциклоны ГЦ-71 + ГЦ-50 (двойная классификация), что является 3-ей стадией измельчения.
Слив гидроциклонов 2-ой стадии классификации является питанием флотации, пески гидроциклонов (ГЦ-71 + ГЦ-50) 2-ой стадии классификации поступают в мельницы 3-ей стадии измельчения (М-2, М-7, М-12), работающие в замкнутом цикле с этими гидроциклонами.
Компоновка мельниц и гидроциклонов рудного измельчения произведена таким образом, что возможен перевод:
-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 (насос 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).
При работе I-ой секции по коллективно-селективной схеме доизмельчение 1-ой коллективной флотации (пенный продукт ф/м № 3, 4) и 2-ой коллективной флотации (пенный продукт ф/м № 5, 6) производится в шаровой мельнице с центральной разгрузкой М-4 (МШЦ 3600х4500). На моносекции доизмельчение 1-ой коллективной флотации (пенный продукт ф/м № 22 - 25) и 2-ой коллективной флотации (пенный продукт ф/м № 26, 27, 32) - в М-15 (МШЦ 3200х4500).
Доизмельчение грубого медного концентрата 1-ой секции (пенный продукт ф/м № 1) производится в шаровой мельнице с центральной разгрузкой М-16 (МШЦ 2700х3600); моносекции - (пенный продукт ф/м № 21) производится в М-14 (МШЦ 3200х4500), (М-10 (МШЦ 2700х3600)), которые работают в замкнутом цикле с гидроциклонами ГЦ-50.
Доизмельчение 2-го коллективного концентрата 1-ой секции (пенный продукт ф/м №№ 5,6) и 2-го коллективного концентрата моносекции (пенный продукт ф/м №№ 26, 27, 32) производится, соответственно, в шаровых мельницах с центральной разгрузкой М-5 (М-9) (МШЦ 3200х4500) в замкнутом цикле с ГЦ-50 и ГЦ-40 с насосом Warman 10/8EY-M соответственно с последующей подачей слива гидроциклонов в сгустители №№ 4, 5.
Доизмельчение медно-пиритного концентрата, выделенного из грубого цинкового концентрата трех секций в узле доводки грубых цинковых концентратов, производится в М-19 (МШЦ 2700х3600), в замкнутом цикле с ГЦ-36, слив г/циклонов поступает на АЧ № 24 (к/ч-25).
Доизмельчение хвостов ф/м № 43 (первая перечистка грубого цинкового концентрата) производится в М-20 (МШЦ 2700х3600) в замкнутом цикле с ГЦ-36, слив г/циклонов поступает в промежуточный карман перед 4-й камерой ф/м № 41. Предусмотрена возможность подключения: дробление руда измельчение геологический
М-9 в роли М-5 и М-5 в роли М-9 (доизмельчение пенного продукта ф/м №№ 5 и 6, хвостов цинковой флотации ф/м № 15 I-ой секции и пенного продукта ф/м №№ 26, 27, 32, хвостов цинковой флотации ф/м № 28, хвостов медной флотации ф/м № 17, хвостов медной флотации ф/м № 1). Сливы гидроциклонов поступают в сгустители №№ 4, 5;
М-4 и М-5 в роли М-15 (доизмельчение пенного продукта ф/м №№ 22-25, 26, 27, 32), сливы гидроциклонов поступают в основную медную флотацию ф/м № 21;
М-10 в роли М-14 (доизмельчение грубого медного концентрата моносекции - пенного продукта основной медной флотации ф/м № 21), сливы гидроциклонов поступают в первую перечистку медной флотации ф/м № 19;
М-10 в роли М-16 (доизмельчение грубого медного концентрата 1-ой секции - пенного продукта ф/м № 1), сливы гидроциклонов поступают в первую перечистку медной флотации ф/м № 7;
М-14 в роли М-19 (доизмельчение Cu-Py концентрата);
М-9 на доизмельчение хвостов ф/м № 9, 33.
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.
Загрузка мелющими телами мельниц цикла рудного измельчения и доизмельчения производится в соответствии с таблицей 4.5.
Догрузку стержней в мельницы производит старший машинист мельниц с помощью стержнезагрузочной машины.
Догрузку шаров в мельницы производит машинист мельниц 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.
Таблица 3.3
Наименование вида измельченияКоличество загруж. мелющих тел в зависимости от диаметра, %Вес разовой загрузки не более, тПериодичность загрузки не режеСтержни, ммШары, мм120100100806040I Стадия100-----5 - 72 раза в неделюII Стадия--6040-5 - 102 раза в неделюIII Стадия--5050-5 - 102 раза в неделюПримечание:
вместо шаров Ø60 мм во все мельницы 3-ей стадии измельчения ( М-2, М-7, М-12 ) загружаются цильпебсы Ø32 мм;
3.3 Флотация
.3.1 Теоретические основы процесса флотации
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 несмачиваемой, 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 отверстия, расположенные у днища камер и через специальные разгрузочные устройства - шибера.
3.3.2 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, отличающийся 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 концентрата в отдельном цикле;
- 2 вариант: селективная схема (схема раздельной флотации сульфидов) с доизмельчением 1-го коллективного, 2-ого коллективного и грубого медного концентратов с получением кондиционных медных, пиритных и грубых цинковых 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 в двух секциях до высококачественного концентрата с требуемыми кондициями по содержанию цинка и железа.
) Технологическая схема коллективно-селективной флотации включает:
межцикловую флотацию после 2-ой стадии измельчения при содержании класса -0,074мм не менее 50-55% при содержании меди в руде не менее 1,0-1,2% по меди;
измельчение руды до содержания класса -0,074мм не менее 80%;
выделение «медной головки» при содержании меди в руде не менее 1,0-1,2% по меди;
извлечение активной части цинковых минералов в цинковую «головку» с ее доводкой в отдельном цикле до кондиционного по пенному варианту;
доизмельчение коллективного медно-цинкового концентрата до содержания класса 0,044 мм не менее 92%;
селективную медную флотацию с депрессией сфалерита сочетанием сульфида натрия и сульфата цинка и пирита оксидом кальция;
доизмельчение грубого медного концентрата до содержания класса 0,044 мм не менее 95%;
три перечистки медного концентрата;
сгущение хвостов контрольной медной флотации;
измельчение хвостов контрольной медной флотации;
основные и контрольные цинковые флотации с выделением активной части сфалерита в «цинковую головку» с доводкой в отдельном цикле до кондиционного по пенному варианту;
три перечистки грубого цинкового концентрата;
доводку грубых цинковых концентратов в отдельном цикле с получением кондиционного цинкового концентрата камерным вариантом с дофлотацией меди из медно-пиритного промпродукта с возвратом медно-пиритного промпродукта в узел цинковой флотации.
) Технологическая схема селективной флотации включает:
межцикловую флотацию после 2-ой стадии измельчения при содержании класса -0,074мм не менее 50-55% при содержании меди в руде 1,0-1,2% по меди;
измельчение руды до содержания класса - 0,074 мм не менее 80%;
выделение «медной головки» при содержании меди в руде не менее 1,0-1,2% по меди;
извлечение активной части цинковых минералов в грубый цинковый концентрат с доводкой в отдельном цикле до кондиционного по пенному варианту;
-ую коллективную флотацию в высокощелочной среде с выделением основной массы хвостов, представляющих пиритный концентрат при содержании серы в руде более 38%;
доизмельчение 1-го коллективного концентрата до содержания класса 0,044 мм не менее 93% в отдельном цикле;
доизмельчение 2-го коллективного концентрата до содержания класса - 0,044 мм не менее 90% в отдельном цикле;
селективную медную флотацию с депрессией сфалерита сочетанием сульфида натрия и сульфата цинка и пирита оксидом кальция на 1-ом коллективном концентрате;
доизмельчение грубого медного концентрата до содержания класса - 0,044 мм не менее 96%;
три перечистки медного концентрата;
сгущение хвостов контрольной медной флотации, измельченных хвостов первой перечистки цинковых флотаций и доизмельченного концентрата 2-ой коллективной флотации;
основные и контрольные цинковые флотации с выделением активной части сфалерита в «цинковую головку» с доводкой в отдельном цикле до кондиционного по пенному варианту;
три перечистки грубого цинкового концентрата;
в случае выпуска пиритного концентрата хвосты цинковой флотации являются пиритным концентратом;
доводку грубых цинковых концентратов в отдельном цикле с получением кондиционного цинкового концентрата камерным вариантом с дофлотацией меди из медно-пиритного промпродукта и возвратом медно-пиритного промпродукта в узел цинковой флотации;
Осуществление сгущения - отмывки, процесса десорбции с созданием перед медно-пиритной флотацией определенных условий, которые контролируются и поддерживаются на заданном уровне в соответствии с технологическим и реагентным режимом. Контролируются электродами и поддерживаются на заданном уровне величина окислительно-восстановительного потенциала, рН и концентрации сульфида натрия, обеспечивающие устойчивое, без срыва селекции, проведение всего технологического процесса доводки грубого цинкового концентрата. Процесс доводки разработан специалистами исследовательской лаборатории УГОК и ОФ, внедрен в 1983 году.
3.4 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.
3.4.1 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. Для сгущения установлено 10 сгустителей с периферическим приводом диаметром 50 м (8 шт. ) и 30 м (2 шт.).
3.4.2 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.
3.4.3 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.
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.
3.4.4 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 12м.
Разгрузка концентратов из склада, шихтовка некондиционных концентратов производится грейферными кранами грузоподъемностью 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.
Склад пиритных хвостов открытый. Полезный объем склада около 40 тыс. м3. Шихтовка и погрузка пирита осуществляется погрузчиком «Вольво» в открытые железнодорожные полувагоны грузоподъемностью 70-75т, и в автотранспорт. Некондиционный пиритный концентрат складируется отдельно, а затем подвергается шихтовке.
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 межсекционном масляном выключателе.
Схема энергоснабжения оснащена системой автоматического ввода резерва АВР. Коммутационные пункты (КП) фабрики на стороне 6 кв питаются кабельными ЛЭП, положенными на кабельной эстакаде или в кабельном тоннеле. Высоковольтными токоприемниками на обогатительной фабрике являются: высоковольтные двигатели мельниц, дробилок, насосов пульпонасосной станции оборотного водоснабжения и понизительные трансформаторы, которые несут нагрузку низковольтных электродвигателей. Годовое потребление электроэнергии зависит от объема переработки руды и удельного расхода электроэнергии.
4.1 Электроснабжение дробильного отделения
Дробильное отделение снабжается электроэнергией от коммутационного пункта U=6 кв №1. С КП-1 питание подается на 3 силовых трансформатора по S=1000 квА каждый, питающие электрооборудование 0,4 кв дробильного отделения.
.2 Электроснабжение главного корпуса
Главный корпус снабжается электроэнергией от трех коммутационных пунктов U=6кв №№2,3,4. С КП-2 питание подается на силовые трансформаторы понижающих подстанций с которых запитано электрооборудование 0,4кв первой секции главного корпуса.
С КП-3 и КП-4 аналогично запитано электрооборудование 0,4кв второй и третей секции. На подстанциях установлены, в основном, трансформаторы мощностью 1000квА 610,4кв.
4.3 Электроснабжения фильтровально-сушильного отделения
ФСО снабжается электроэнергией с коммуникационного пункта U=6кв №5. С КП-5 питание подается на силовые трансформаторы понижающих подстанций, с которых запитано электрооборудование 0,4кв ФСО.
4.4 Электроснабжение УПР и ОИ
Реагентное отделение снабжается электростанцией с КП-2 через понижающую подстанцию ТП-6, имеющею два силовых трансформатора мощностью 1000квА.
Известковый завод получает питание от коммутационного пункта №6 через понижающую подстанцию с двумя силовыми трансформаторами мощностью по 400квА каждый.
4.5 Электроснабжение пульпонасосной станции оборотного водоснабжения
Пульпонасосная станция оборотного водоснабжения снабжается электроэнергией от коммутационного пункта «КП пульпонасосной».
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, необходимое 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, приготовления реагентов, охлаждения маслоохладителей подшипников дробилок, масляных станций мельниц, вакуум-насосов, дымососов, на промывку пресс-фильтров, гидроуборку просыпей и пылеподавление, гидроуплотнение насосов, в дренажных зумпфах, на мокрую уборку помещений.
Действующая система производственного водоснабжения и водооборота состоит из:
- Системы оборотного водоснабжения;
- Системы водоснабжения промышленной водой.
5.1 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 Д-1250/125, производительностью 1250 м3/час каждый);
- Водоводы оборотной воды диаметром 700 мм;
- Резервуар оборотной воды объемом 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 объемом 2000 м3.
В состав сооружений входят:
- Земляная плотина на реке Буйда;
- Насосные станции 1 и 2 подъемов (в насосных станциях установлено по три насоса ЦН-400-210); две нити водоводов;
Резервуар - 500м3 (2 штуки);
Резервуар - 1000м3;
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 подъема подает воду в резервуар емкостью 500м3 и 1000м3. из последнего вода самотеком поступает на обогатительную фабрику (на разделение медно-пиритных и цинковых минералов). Имеется возможность подачи буйдинской воды в систему оборотного водоснабжения.
5.2 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= 186мм водного столба каждый);
Два водопровода диаметром 500мм;
Резервуар производственной воды емкостью 1000м3;
Напорно-разводящие сети.
Вода из оз. Б. Учалы насосной станции по двум водопроводам диаметром 500мм закачивается в резервуар емкостью 1000м3, от которого проложена система водоводов для запитки всех отделений обогатительной фабрики.
Основное количество промышленной воды расходуется: на растворение реагентов, пресс-фильтрами «Diemme», на охлаждение приводов нагнетательной станции главного корпуса, машинного зала ФСО, компрессорной фабрики и оборудования АСУТП. Часть промышленной воды расходуется на операции разделения медно-пиритных и цинковых минералов.
Использованная промышленная вода идет на охлаждение приборов оборудования (условно чистые стоки) через самотечные коллекторы канализации, насосную станцию (два насоса Д-200) возвращается в резервуар промышленной воды емкостью 1000м3.
6. Реагентное хозяйство
.1 Назначение и классификация флотационных реагентов
Способность разделяемых минералов флотироваться, прочность пены, число и размеры пузырьков воздуха достигаются применением флотационных реагентов.
Флотационные реагенты делятся на два класса. К первому классу относятся реагенты, непосредственно взаимодействующие с поверхностью минералов, ко второму - реагенты, действующие на поверхности раздела газ-жидкость.
Реагенты первого класса в зависимости от выполняемых функций подразделяются на четыре группы:
- коллекторы или собиратели - органические вещества, способные закрепляться на поверхности отдельных минералов и увеличивать их способность флотироваться;
- депрессоры или подавители - реагенты, понижающие флотируемость тех минералов, извлечение которых в пенный продукт нежелательно в данной операции. Главный, но не единственный механизм действия депрессора состоит в том, что он препятствует закреплению коллектора на поверхности минерала;
- активаторы - реагенты, способствующие закреплению коллектора на поверхности минерала; их действие противоположно действию депрессоров;
- регуляторы среды - реагенты, влияющие на процессы взаимодействия коллекторов, депрессоров, активаторов с поверхностью минералов. Основное их назначение состоит в регулировании ионного состава пульпы процесса диспергирования и коагуляции тонких шламов.
Депрессоры, активаторы и регуляторы среды часто относят к одной группе и называют модификаторами.
Реагенты второго класса получили название пенообразователей или вспенивателей. Вспениватели облегчают диспергирование воздуха на мелкие пузырьки, препятствуют их слиянию и повышают прочность пены.
Ко всем флотационным реагентам предъявляют следующие требования: селективность действия, стандартность качества, дешевизна и недефицитность, удобство в применении (устойчивость при хранении, легкая растворимость в воде, отсутствие неприятного запаха, нетоксичность и т. д. ).
.2 Краткая характеристика и роль реагентов, применяемых на Учалинской обогатительной фабрике
.2.1 Реагенты - собиратели
Собиратели представляют собой органические соединения, которые, избирательно закрепившись на поверхности гидрофильных минералов, уменьшают их смачиваемость водой и способствуют их прилипанию к воздушному пузырьку.
По способности диссоциировать на ионы собиратели подразделяют на ионогенные - распадающиеся на ионы в водной среде, и неионогенные - не распадающиеся на ионы.
В зависимости от того, какая часть молекул является адсорбционо активной - анион или катион - ионогенные собиратели делятся на две группы: анионные и катионные. Анионные собиратели получили наибольшее распространение в практике флотации.
На Учалинской обогатительной фабрике применяются ксантогенаты.
) Ксантогенаты
Применяемые на фабрике, безводные щелочные: бутиловый C4H9OCS2K, изобутиловый C4H9OCS2K, изопропиловый C3H7OCS2K. Ксантогенаты в герметичной таре при комнатной температуре устойчивы длительное время. При высокой температуре, свыше 80°С, ксантогенаты разлагаются с выделением различных газообразных продуктов: сероуглерода, окиси серы и других, представляющих пожарную опасность, и опасность отравления людей.
При длительном хранении во влажном состоянии ксантогенаты могут разлагаться с разогревом и самовозгораться.
При неправильном хранении (неплотной таре), растворении и контакте с кислотами ксантогенат разлагается с выделением очень ядовитого и огнеопасного сероуглерода.
При комнатной температуре разбавленные водные растворы ксантогенатов относительно стабильны.
Ксантогенаты легко образуют нерастворимые в воде соли с катионами тяжелых металлов.
) Карбамид СО(NH2)2
Карбамид СО(NH2)2 - получается путем взаимодействия диоксида углерода с аммиаком под давлением. Представляет собой белые кристаллы, хорошо растворимые в воде. Используется в сочетании с ксантогенатом, растворы реагентов готовятся совместно и подаются по точкам технологического процесса. Карбамид обладает собирательными свойствами по отношению к драгметаллам, особенно к серебру. Расход его составляет для руд, перерабатываемых на УОФ, 15-20 г/т руды.
) Реагенты - модификаторы
Регуляторы, или модификаторы - это неорганические и органические соединения, способствующие избирательному закреплению собирателей или изменяющие гидратированность поверхности минералов. Регуляторы применяются в дополнение к собирателям и пенообразователям для повышения селективности флотации или извлечения минералов.
В зависимости от целевого назначения при флотации различают регуляторы активирующего, депрессирующего или подавляющего действия и регуляторы среды. В определенных условиях один и тот же регулятор может выполнять различные функции.
) Гидросульфид натрия (NaHS)
Гидросульфид натрия применяется при небольшом количестве реагента в качестве активатора - сульфидизатора - при флотации окисленных минералов и вторичных сульфидов меди и цинка. С увеличением концентрации (расхода) реагента наблюдается подавление флотации указанных минералов. При высоких расходах реагента (2-10 кг/т твердого) происходит подавление флотации минералов с одновременной десорбцией собирателя.
Гидросульфид натрия технический представляет собой жидкость, содержащую незначительный осадок.
) Цинковый купорос (ZnSO4 × 7H2O)
Цинковый купорос применяется самостоятельно или в сочетании с сульфидом (гидросульфидом) натрия для подавления цинковых минералов, пирита.
Цинковый купорос (семиводный кристаллогидрат сульфата цинка) - представляет собой кристаллы белого цвета, хорошо растворимые в воде.
) Медный купорос CuSO4×5H2O
Медный купорос используется в качестве активатора флотации цинковой обманки. Активация медным купоросом происходит в щелочной среде.
Медный купорос (пятиводный кристаллогидрат сульфата меди) представляет собой ярко-синие кристаллы, не выветривающиеся на воздухе, хорошо растворимые в воде.
) Гашеная известь (гидроксид калия) Ca(ОН)2
Гашеная известь - регулятор щелочности. Применение извести позволяет создать высокую щелочность пульпы (рН = 12 и более).
Гашеную известь "пушонку" - самый дешевый щелочной агент - получают из негашеной извести по реакции СаО+Н2О=Са(ОН)2.
Гашеная известь используется для подавления пирита при отделении его от сфалерита и сульфидов меди. Известь - вяжущее вещество, состоящее в основном из окиси кальция. Негашеная известь хорошо соединяется с водой, при этом выделяется большое количество тепла.
Гашеная известь - белый порошок, плотность 2. 34 г/см3. Раствор извести в воде называют "известковой водой", взвесь в воде - "известковым молоком".
6.2.2 Реагенты - пенообразователи
Реагенты - пенообразователи представляют собой поверхностно активные вещества, способные адсорбироваться на поверхности «вода - воздух».
Их присутствие в пульпе повышает механическую прочность воздушных пузырьков, способствует сохранению их в диспергированном состоянии, улучшая тем самым условия применения частиц флотируемого минерала к пузырькам воздуха и устойчивость пены.
По флотационному действию вспениватели делятся на два типа: селективно действующие и неселективно действующие. Первые практически не обладают собирательными свойствами при флотационном обогащении, вторые имеют заметные собирательные свойства.
Селективно действующие вспениватели необходимы для операций, в которых производится разделение близких по флотируемости минералов, так как наличие у вспенивателей даже очень слабого собирательного действия может вызвать нарушение селективности этого процесса.
) Флотореагент СФК (спиртовая фракция капролактама)
Флотореагент СФК, получаемый при производстве капролактама является селективно действующим пенообразователем.
СФК представляет собой бесцветную прозрачную жидкость со специфическим запахом.
6.2.3 Процесс приготовления реагентов
Приготовление реагентов на Учалинской обогатительной фабрике производится в реагентном отделении, в состав которого входят склады жидких и сухих реагентов, растворный участок, участок приготовления известкового молока.
Общая схема приготовления растворов реагентов следующая:
- после вскрытия тары, реагенты загружаются в контактные чаны.
Растворение производится перемешиванием и агитацией в контактных чанах, а также циркуляцией растворов с помощью насосов (приготовление раствора сульфида натрия).
Из растворных чанов, после отстаивания и опробования на определение 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 корпусе обогащения. Растворение и хранение растворов различных реагентов производится в изолированных помещениях.
7. Хвостовое хозяйство
Хвостохранилище УГОКа, расположенное к югу от промплощадки ОФ, занимает площадь 1,1 км2. Ообразовано хвостохранилище насыпной пионерной дамбой, построенной по проекту института Унипромедь. Приёмная чаша хвостохранилища разделена на 2 отсека площадью 0,3 и 0,7 км2 соответственно. Отсеки отделены друг от друга разделительной дамбой.
Восточная часть примыкает к отвалам пустой породы Учалинского карьера. С северной и западной стороны построен водоотводной канал, по которому в технологический пруд на р. Буйда периодически сбрасываются осветлённые воды отстойного пруда, стоки с водосборной площади и фильтрационные воды хвостохранилища.
Дамбу хвостохранилища наращивали путем отсыпки дамбы обвалования из скального грунта отвалов Учалинского карьера с экраном из суглинного грунта. После достижения гребнем дамбы отм. 546 м0 дальнейшее проектирование, авторский и инспекторский надзор за сооружениями хвостового хозяйства осуществляет ЗАО «Механобр-инжиниринг»
Увеличение площади имеющегося хвостохранилища за счет отторжения новых территорий практически невозможно. Создание новых мощностей для складирования отвальных хвостов возможно за счет наращивания ограждающей дамбы хвостохранилища до отм. 582 м. на срок эксплуатации 20 лет, что определенно проектом ЗАО «Механобр-инжиниринг». В соответствии с проектом два действующих отсека хвостохранилища, объединяются в единое поле без разделительной дамбы, с расширением площади в сторону существующих отвалов. Наращивание дамб обвалования новой конструкции, начиная с отм. 549. предусмотрено из отвалов группы пустой породы, без экрана из суглинка, с последующим послойным намывом пляжа из хвостов. Для обеспечения нормативного коэффициента устойчивости дамбы в соответствии с ее классом выполняется пригрузка низового откоса дамбы скальным грунтом.
Необходимо отметить, что с применением новой технологии отсыпки и строительства дамбы стало возможным строительство отдельных ярусов в течение всего года, без привязки к сезону, а также отпала необходимость использования глины или суглинка. Каждый ярус дамбы рассчитан на полуторагодичный период складирования и формирования. Экономические затраты на строительство дамбы снижены на 0,5% на эксплуатацию - до 10%. Для оценки влияния хвостохранилища на прилегающие территории и подземные воды имеется сеть инженерных скважин с постоянным наблюдением.
8. Автоматизация
Для обеспечения высоких технологических показателей и эффективности используют комплексную механизацию и автоматизацию производства.
Комплексная механизация - это выполнение всех основных и вспомогательных операций производственного процесса с использованием механического труда.
Механизация является основной и обязательной предпосылкой при автоматизации операций и целого процесса.
Автоматизация обогатительного оборудования позволяет обслуживающему персоналу выполнять все технологические процессы, находясь на определённом расстоянии и в безопасном месте.
Автоматизация производства обладает следующими достоинствами:
безопасность труда;
производительность труда;
долговечность работы оборудования;
работа в рациональных режимах;
оптимальный режим расходования электроэнергии;
отсутствие тяжелого ручного труда.
Недостатки:
высвобождение рабочей силы;
увеличение безработицы.
Этапы развития автоматизации:
частичная - с применением, какого-либо рабочего цикла.
комплексная автоматизация, когда используют комплекс машин и механизмов, на определенном этапе работы.
полная автоматизация - это высший этап, на котором все операции выполняются в автоматическом режиме и дополняются программными устройствами и ЭВМ, а функции человека сводятся к наблюдению за ходом процессов.
9. Контроль и опробование
Контроль - это проверка фактического значения любого показателя (продукта или процесса) или величины его отклонения от установленной нормы. Контролю подлежат нормируемые и ненормируемые показатели.
Нормируемые показатели - показатели, на которые устанавливается норма (например, массовая доля меди, цинка, извлечение, тонина помола.)
Ненормируемые показатели - показатели, на которые не устанавливается норма (например, выход концентрата).
Сущность контроля нормируемых показатели - это получение информации о фактическом состоянии показателей и сопоставление ее с установленной нормой. Сущность контроля ненормируемых показателей - это определение их фактического значения. Контроль технологического процесса обогащения осуществляется по следующим трем основным направлениям: контроль условий протекания процесса (крупность дробленой руды, тонина помола, реагентный режим, плотности пульпы, время флотации и т.д.) и контроль качества и количества поступающих в переработку руд и отгружаемых концентратов.
Контроль осуществляется с целью получения информации для оперативного управления технологическим процессом (на основании полученной информации вырабатывается регулирующее воздействие на технологический процесс), оценки труда, для составления технического и бухгалтерского отчетов, для анализа при планировании производства.
Контроль осуществляют как централизованные специализированные подразделения комбината (СТК, ЦЛАП и ИТ, ЦИЛ), так и технологический персонал обогатительной фабрики.
При организации контроля к его результатам предъявляются следующие требования: необходимость, достаточность, достоверность, экспрессность, эффективность.
Опробование на ОФ заключается в периодическом отборе по определенным правилам отдельных порций от поступающих на обогащение полезных ископаемых и получаемых продуктов обогащения с целью контроля эффективности работы отдельных аппаратов и фабрики в целом.
Проба - это часть продукции, отобранная по определенным правилам.
Пробы, отбираемые за один прием, называются разовыми или частичными.
Пробы, составленные из частичных проб, отобранных от поступающих в переработку или от полученных за определенное время продуктов, называются общими.
Отобранные общие пробы в зависимости от характера опробуемого продукта и задачи опробования могут предназначаться для химического, минералогического, ситового анализа, для определения влажности продукта или плотности пульпы.
Проба должна достаточно точно характеризовать состав и свойства того материала, от которого она отобрана, т.е. она должна быть представительной. Поэтому большое значение имеет масса пробы, метод ее отбора и обработки. Для того, чтобы отобранная проба была действительно представительной и полностью отражала исходный материал по содержанию в ней всех компонентов, необходимо строго соблюдать при отборе пробы соотношение между массой и крупностью ее кусков.
Опробование производят непрерывно и периодически.
Систематически отбирают пробы на влажность поступающей руды и готовых концентратов, плотность пульпы в сливах г/ц.
Периодически отбирают пробы для контроля гранулометрического состава исходной и дробленой руды, песков и сливы г/ц.
Для составления качественно-количественной и вводно-шламовой схем проводят полное или генеральное опробование всех продуктов обогащения и исходной руды 1 - 2 раза в год.
Для составления баланса металла пробы руды и продуктов обогащения отбираются каждые 20 - 30 минут