Вольфрам — самый тугоплавкий металл, температура плавления 3380°C. И этим определяется его область применения. Также невозможно построить электронику без вольфрама, даже нить накала в лампочке — вольфрамовая.

И, естественно, свойства металла определяют и сложности с его получением…

Во-первых, нужно найти руду. Это всего два минерала — шеелит (вольфрамат кальция CaWO 4) и вольфрамит (вольфрамат железа и марганца — FeWO 4 или MnWO 4). Последний был известен с 16 века под названием «волчья пена» - «Spuma lupi» на латыни, или «Wolf Rahm» по-немецки. Этот минерал сопровождает оловянные руды и мешает выплавке олова, переводя его в шлаки. Поэтому найти его возможно уже в древности. Богатые вольфрамовые руды обычно имеют в своем составе 0,2 — 2 % вольфрама. В реальность вольфрам был открыт в 1781 году.

Однако — найти это самое простое, что есть в добыче вольфрама.
Дальше — руду нужно обогатить. Тут есть куча методов и все они достаточно сложные. Во-первых, конечно . Потом — магнитная сепарация (если у нас вольфрамит с вольфраматом железа). Далее — гравитационная сепарация, ведь металл очень тяжелый и руду можно промывать, примерно как при добыче золота. Сейчас еще используют электростатическую сепарацию, но вряд ли метод пригодтся попаданцу.

Итак, мы отделили руду от пустой породы. Если у нас шеелит (CaWO 4), то следующий шаг можно пропустить, а если вольфрамит — то нам нужно превратить его в шеелит. Для этого вольфрам извлекают содовым раствором под давлением и при повышенной температуре (процесс идет в автоклаве) с последующей нейтрализацией и осаждением в виде искусственного шеелита, т.е. вольфрамата кальция.
Возможно также спекание вольфрамита с избытком соды, тогда получаем вольфрамат не кальция, а натрия, что для наших целей не настолько существенно (4FeWO 4 + 4Na 2 CO 3 + O 2 = 4Na 2 WO 4 + 2Fe 2 O 3 + 4CO 2).

Следующие два этапа — выщелачивание водой CaWO 4 -> H 2 WO 4 и разложение горячей кислотой.
Кислоты можно брать разные — соляную (Na 2 WO 4 + 2HCl = H 2 WO 4 + 2NaCl) или азотную.
В результате выделяют вольфрамовую к-ту. Последнюю прокаливают или растворяют в водном р-ре NH 3 , из к-рого выпариванием кристаллизуют паравольфрамат.
В результате возможно получить основное сырье для получения вольфрама — триоксид WO 3 с неплохой чистотой.

Конечно, есть еще метод получения WO 3 , использую хлориды, когда вольфрамовый концентрат при повышенной температуре обрабатывается хлором, но для попаданца этот метод простым никак не будет.

Оксиды вольфрама можно использовать в металлургии как легирующую присадку.

Итак, имеем триоксид вольфрама и остался один этап — восстановление до металла.
Здесь есть два метода — восстановление водородом и восстановление углем. Во втором случае уголь и примеси, которые он всегда содержит, вступают в реакции с вольфрамом, образуя карбиды и другие соединения. Поэтому вольфрам выходит «грязным», ломким, а для электроники очень желателен именно чистый, потому что имея всего 0.1% железа, вольфрам становится хрупким и из него нельзя вытянуть тончайшую проволоку для нитей накаливания.
Техпроцесс с углем имеет и еще один недостаток — высокую температуру: 1300 — 1400°C.

Однако, производство с восстановлением водородом тоже не подарок.
Процесс восстановления происходит в специальных трубчатых печах, нагретых таким образом, что по мере продвижения по трубе «лодочка» с WO3 проходит через несколько температурных зон. Навстречу ей идет поток сухого водорода. Восстановление происходит и в «холодных» (450…600°C) и в «горячих» (750…1100°C) зонах; в «холодных» – до низшего окисла WO 2 , дальше – до элементарного металла. В зависимости от температуры и длительности реакции в «горячей» зоне меняются чистота и размеры зерен выделяющегося на стенках «лодочки» порошкообразного вольфрама.

Итак, мы получили чистый металлический вольфрам в виде мельчайшего порошка.
Но это еще не слиток металла, из которого можно что-либо сделать. Металл получают методом порошковой металлургии. То есть его сначала прессуют, спекают в атмосфере водорода при температуре 1200-1300 °C, затем пропускают через него электрический ток. Металл нагревается до 3000 °C, при этом происходит спекание в монолитный материал.

Однако, нам скорее нужны не слитки и даже не прутки, а тонкая вольфрамовая проволока.
Как вы сами понимаете, здесь опять не все так просто.
Волочение проволоки производится при температуре 1000°С в начале процесса и 400-600°С — в конце. При этом нагревается не только проволока, но и фильера. Нагрев осуществляется пламенем газовой горелки или электрическим нагревателем.
При этом — после волочения вольфрамовая проволока покрыта графитовой смазкой. Поверхность проволоки необходимо очистить. Очистку производят с помощью отжига, химического или электролитического травления, электролитической полировки.

Как видно — задача получения простой вольфрамовой нити накаливания не так проста, как кажется. И тут описаны только основные методы, наверняка там куча подводных камней.
И, естественно, даже сейчас вольфрам — недешевый металл. Сейчас один килограмм вольфрама стоит больше $50, тот же молибден почти в два раза дешевле.

Собственно, есть несколько применений вольфрама.
Конечно, главных — радио и электротехника, куда идет вольфрамовая проволока.

Следующий — это изготовления легированных сталей, отличающихся особой твердостью, эластичностью и прочностью. Добавленный вместе с хромом к железу, он дает так называемые быстрорежущие стали, которые сохраняют свою твердость и заточки даже в накаленном состоянии. Из них изготовляют резцы, сверла, фрезы, а также другой режущий и буровой инструмент (вообще, в буровом инструменте очень много вольфрама).
Интересны сплавы вольфрама с рением — из него делают высокотемпературные термопары, работающие при температуре выше 2000°С, хотя только в инертной среде.

Ну и еще интересное применение — это вольфрамовые сварочные электроды для электросварки. Такие электроды — неплавящиеся и необходимо к месту сварки подавать еще металлическую проволоку для обеспечения сварочной ванны. Вольфрамовые электроды используются при аргонодуговой сварке — для сваривания цветных металлов таких, как молибден, титан, никель, а также высоколегированных сталей.

Как видно — производство вольфрама это не для древних веков.
Да и зачем там вольфрам?
Вольфрам возможно получать только с построением электротехники — с помощью электротехники и для электротехники.
Нет электричества — нет вольфрама, но и не надо.

Основное обогащение

Для некоторых фабрик обогатительных в предварительном обогащении первое Синьхай будет использовать отсадочную машину с подвижным ситом, а затем вступить в операции доводки.

Гравитационное обогащение

Для технологии гравитации вольфрамита Синьхай обычно применяет такой гравитационный процесс, в котором включает многоступенчатую отсадку, многоступенчатый стол и доизмельчение промпродукта. То есть после мелкого дробления достойные руды, которые и через классификации виброгрохота,проводят многоступенчатую отсадку и производят крупный песок со отсадки и с гравитации.Потом балластовые продукты отсадки крупного класса вступят в мельницу для доизмельчении.А балластовые продукты отсадки мелкого класса через классификации вступят в сортировке многоступенчатого стола,затем производятся крупный песок с гравитации и со стола, потом хвосты со стола войдут в бункер хвостов, промпродукты со стола то вернут вэтап цикла доизмельчении,а гравитационный крупный песок со отсадки и стола вступит в операции доводки.

Перечистка

В операции доводки вольфрамита обычно используется объединённая технолония флотации и гравитационного обогащения или объединённая технолония флотации – гравитационного и магнитного обогащения. В тоже время проводит возврат сопутствующего элемента.

В операции доводки обычно используется объединённый метод флотации и стола обогащения и отмывка серного колчедана через флотации. при этим мы можем вступить в флотационном разделении серного колчедана.после этого производится концентраты вольфрамита,если концентраты вольфрамита содержат шеелит и касситерит, то производится концентраты вольфрамита, концентраты шеелита и концентраты касситерита через объединённая технолония флотации и гравитационного обогащения или объединённая технолония флотации – гравитационного и магнитного обогащения.

Обработка тонкого ила

Метод обработки тонкого ила в Синьхае обычно бывает такое: во–первых проводит сероочистку, потом соответственно свойствам тонкого ила и материала используется технология гравитационного, флотационного,магнитного и электрического обогащения или используется объединённая технолония обогащения несколько технологии, чтобы происходит возврат вольфрамовой руды,и в то время проведут утилизацию попутных рудных минералов.

Практические примеры

Объект вольфрамита Синьхая ставился в пример, крупность распределения руды данной шахты было негомогенной, очень сильное зашламливание рудов. Первоначальная технологическая схема,использовалась обогатительной фабрике,которая включает дробление предварительного обогащения,гравитацию и перечистку,из-за ряда технологических дефектов привела огромные потери вольфрамовых рудов мелкого класса, высокая стоимость обогащения, таких как плохое состояние комплексных показателей обогащения. для того,чтобы улучшить состояние сортировки вольфрамита, данная обогатительная фабрика уполномочила Синьхай на задание технической реконструкции. После тщательного исследования по свойствам руды и технологиям для обогащения данной фабрики, Синьхай оптимизировал технологию для обогащения вольфрамита данной фабрики и добавил технологию обработки тонкого ила. и в конечном итоге получить идеальные показатели обогащения. показатель обогащения фабрики до и после трансформации являются следующим:

После преобразования, извлечение вольфрамовой руды значительно усилилось. И смягчил последствий тонкого ила на процесса сортировки вольфрамита, достигается хороший показатель извлечения, эффективно улучшил экономическую эффективность фабрики.

Минералы и руды вольфрама

Из минералов вольфрама практическое значение имеют минералы группы вольфрамита и шеелит.

Вольфрамит (xFeWO4·yMnWO4) представляет собой изоморфную смесь вольфраматов железа и марганца. Если в минерале содержится более 80% железа, то минерал называют ферберитом. Если в минерале более 80% марганца, то минерал называют гюбернитом.

Шеелит CaWO4 представляет собой практически чистый вольфрамат кальция.

Вольфрамовые руды содержат незначительное количество вольфрама. Минимальное содержание WO3, при котором целесообразна их переработка. составляет 0,14-0,15% для крупных месторождений и 0,4-0,5% для мелких месторождений. В рудах вольфраму сопутствует олово в виде касситерита, а также минералы молибдена, висмута, мышьяка и меди. Основной пустой породой является кремнезём.

Вольфрамовые руды подвергаются обогащению. Вольфрамитовые руды обогащают гравитационным методом, а шеелитовые - флотацией.

Схемы обогащения вольфрамовых руд разнообразны и сложны. В них сочетаются гравитационное обогащение с магнитной сепарацией, флотогравитацией и флотацией. Комбинируя различные методы обогащения, из руд получают концентраты, содержащие до 55-72% WO3. Извлечение вольфрама из руды в концентрат составляет 82-90%.

Сoстав вольфрамовых концентратов колеблется в следующих пределах,%: WO3-40-72; MnO-0,008-18; SiO2-5-10; Mo-0.008-0,25; S-0,5-4; Sn-0,03-1,5; As-0,01-0,05; P-0,01-0,11; Cu-0,1-0,22.

Технологические схемы переработки вольфрамовых концентратов подразделяются на две группы: щелочные и кислотные.

Способы переработки вольфрамовых концентратов

Независимо от способа переработки вольфрамитовых и шеелитовых концентратов первой стадией их переработки является вскрытие, представляющее собой превращение минералов вольфрама в легкорастворимые химические соединения.

Вольфрамитовые концентраты вскрывают спеканием или сплавлением с содой при температуре 800-900оС, в основе которого лежат химические реакции:

4FeWO4 + 4Na2CO3 + O2 = 4Na2WO4 + 2Fe2O3 +4CO2 (1)

6MnWO4 + 6Na2CO3 + O2 = 6Na2WO4 + 2Mn3O4 +6CO2 (2)

При спекании шеелитовых концентратов при температуре 800-900оС протекают следующие реакции:

CaWO4 + Na2CO3 = Na2WO4+ CaCO3 (3)

CaWO4 + Na2CO3 = Na2WO4+ CaO + CO2 (4)

C целью снижения расхода соды и предотвращения образования свободного оксида кальция в шихту добавляют кремнезём для связывания оксида кальция в труднорастворимый силикат:

2CaWO4 + 2Na2CO3 + SiO2 = 2Na2WO4+ Ca2SiO4 + CO2 (5)

Спекание шеелитового концентрата, содой и кремнезёмом проводят в барабанных печах при температуре 850-900оС.

Полученный спёк (сплав) выщелачивают водой. При выщелачивании в раствор переходят вольфрамат натрия Na2WO4 и растворимые примеси (Na2SiO3, Na2HPO4, Na2AsO4, Na2MoO4, Na2SO4) и избыточная сода. Выщелачивание ведут при температуре 80-90оС в стальных реакторах с механическим перемешиванием, работающих в периодическом режиме, или в барабанных вращающихся печах непрерывного действия. Извлечение вольфрама в раствор составляет 98-99%. Раствор после выщелачивания содержит 150-200 г/л WO3. Раствор подвергают фильтрации, и после отделения твёрдого остатка направляют на очистку от кремния, мышьяка, фосфора и молибдена.

Очистка от кремния основана на гидролитическом разложении Na2SiO3 при кипячении раствора, нейтрализованного при рН = 8-9. Нейтрализацию избыточной соды в растворе осуществляют соляной кислотой. В результате гидролиза образуется малорастворимая кремневая кислота:

Na2SiO3 + 2H2O = 2NaOH + H2SiO3 (6)

Для очистки от фосфора и мышьяка используют метод осаждения фосфат- и арсенат ионов в виде малорастворимых аммонийно-магниевых солей:

Na2HPO4 + MgCl2+ NH4OH = Mg(NH4)PO4 + 2NaCl + H2O (7)

Na2HAsO4 + MgCl2+ NH4OH = Mg(NH4)AsO4 + 2NaCl + H2O (8)

Очистка от молибдена основана на разложении сульфосоли молибдена которая образуется при добавлении к раствору вольфрамата натрия сернистого натрия:

Na2MoO4 + 4NaHS = Na2MoS4 + 4NaOH (9)

При последующем подкислении раствора до рН = 2,5-3,0 сульфосоль разрушается с выделением малорастворимого трисульфида молибдена:

Na2MoS4 + 2HCl = MoS3 + 2NaCl + H2S (10)

Из очищенного раствора вольфрамата натрия с помощью СaCl2 сначала осаждают вольфрамат кальция:

Na2WO4 + СaCl2 = CaWO4 + 2NaCl. (11)

Реакцию проводят в кипящем растворе, содержащем 0,3-0.5% щёлочи

при перемешивании механической мешалкой. Отмытый осадок вольфрамата кальция в виде пульпы или пасты подвергается разложению соляной кислотой:

CaWO4 + 2HCl = H2WO4 + CaCl2 (12)

При разложении поддерживают высокую кислотность пульпы порядка 90-120 г/л HCl, что обеспечивает отделение от осадка вольфрамовой кислоты примесей фосфора, мышьяка и отчасти молибдена, которые растворимы в соляной кислоте.

Вольфрамовую кислоту из очищенного раствора вольфрамата натрия можно получить также непосредственным осаждением соляной кислотой При подкислении раствора соляной кислотой H2WO4 выпадает в осадок в следствие гидролиза вольфрамата натрия:

Na2WO4 + 2H2О = 2NaOH + H2WO4 (11)

Образующаяся в результате реакции гидролиза щёлочь реагирует с соляной кислотой:

2NaOH + 2HCl = 2NaCl + 2H2O (12)

Сложение реакций (8.11) и (8.12) даёт суммарную реакцию осаждения вольфрамовой кислоты соляной кислотой:

Na2WO4 + 2HCl = 2NaCl + H2WO4 (13)

Однако в том случае возникают большие трудности отмывки осадка от ионов натрия. Поэтому в настоящее время последний метод осаждения вольфрамовой кислоты применяется очень редко.

Полученная осаждением техническая вольфрамовая кислота содержит примеси и поэтому нуждается в очистке.

Наибольшее распространение получил аммиачный способ очистки технической вольфрамовой кислоты. Она основана на том, вольфрамовая кислота хорошо растворяется в аммиачных растворах, в то время как значительная часть содержащихся в ней примесей в растворах аммиака нерастворимы:

H2WO4 + 2NH4OH = (NH4)2WO4 + 2H2O (14)

Аммиачные растворы вольфрамовой кислоты могут содержать примеси молибдена и солей щелочных металлов.

Более глубокая очистка достигается выделением из аммиачного раствора крупных кристаллов паравольфрамата аммония, которые получают путём выпаривания раствора:

12(NH4)2WO4 = (NH4)10W12O41·5Н2О + 14NH3 + 2H2O (15)

вольфрам кислота ангидрид осаждение

Более глубокая кристаллизация нецелесообразна во избежание загрязнения кристаллов примесями. Из маточного раствора, обогащённого примесями, вольфрам осаждают в виде CaWO4 или H2WO4 и возвращают на предыдущие переделы.

Кристаллы паравольфрамата отжимают на фильтрах, затем на центрифуге, промывают холодной водой и сушат.

Окcид вольфрама WO3 получают путём прокаливания вольфрамовой кислоты или паравольфрамата во вращающейся трубчатой печи с трубой из нержавеющей стали и обогреваемой электричеством при температуре 500-850оС:

H2WO4 = WO3 + H2O (16)

(NH4)10W12O41·5Н2О = 12WO3 + 10NH3 +10H2O (17)

В трёхоксиде вольфрама, предназначенного для производства вольфрама, содержание WO3 должно быть не ниже 99,95%, а для производства твёрдых сплавов - не ниже 99,9%

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 /

Навоийский горно-металлургический комбинат

Навоийский государственный горный институт

«Химико-металлургический» факультет»

Кафедра «Металлургия »

Пояснительная записка

к выпускной квалификационной работе

на тему: «Выбор, обоснование и расчет технологии переработки вольфрамо-молибденовой руды»

Выпускник: К. Сайфиддинов

Навои- 2014

• Введение
• 1. Общие сведения о методах обогащения вольфрамовых руд
• 2. Обогащение молибдено-вольфрамовых руд
• 2. Технологический раздел
• 2.1 Расчет схемы дробления с выбором оборудования
• 2.2 Расчет схемы измельчения
• 2.3 Выбор и расчёт мельниц полусамоизмельчения
• Список использованной литературы

Введение

Полезные ископаемые являются основой народного хозяйства, и нет ни одной отрасли, где бы ни применялись полезные ископаемые или продукты их обработки.

Значительные запасы полезных ископаемых многих месторождений Узбекистана позволяют строить крупные высокомеханизированные горно-обогатительные и металлургические предприятия, добывающие и перерабатывающие многие сотни миллионов тонн полезных ископаемых с высокими технико-экономическими показателями.

Горнодобывающая промышленность имеет дело с твёрдыми полезными ископаемыми, из которых при современном уровне техники целесообразно извлекать металлы или другие минеральные вещества. Главными условиями при разработке месторождений полезных ископаемых являются повышение извлечения их из недр и комплексное использование. Это обусловлено:

- значительными материальными и трудовыми затратами при разведке и промышленном освоении новых месторождений;

- возрастающей потребностью различных отраслей народного хозяйства практически во всех минеральных компонентах, входящих в состав руды;

- необходимостью создания безотходной технологии и тем самым предотвращения загрязнения окружающей среды отходами производства.

По этим причинам возможность промышленного использования месторождения определяется не только ценностью и содержанием полезного ископаемого, его запасами, географическим расположением, условиями добычи и транспортирования, другими экономическими и политическими факторами, но и наличием эффективной технологии переработки добываемых руд.

1. Общие сведения о методах обогащения вольфрамовых руд

Вольфрамовые руды обогащают, как правило, в две стадии - первичное гравитационное обогащение и доводка черновых концентратов различными методами, что объясняется низким содержанием вольфрама в перерабатываемых рудах (0,2 - 0,8% WO3) и высокими требованиями к качеству кондиционных концентратов (55 - 65% WO3), Общая степень обогащения составляет примерно 300 - 600.

Вольфрамитовые (гюбнеритовые и ферберитовые) коренные руды и россыпи обычно содержат ряд других тяжелых минералов, поэтому при первичном гравитационном обогащении руд стремятся выделить коллективные концентраты, которые могут содержать от 5 до 20% WO3 , а также касситерит, танталитколумбит, магнетит, сульфиды и др. При доводке коллективных концентратов необходимо получение кондиционных мономинеральных концентратов, для чего могут быть применены флотация или флотогравитация сульфидов, магнитная сепарация магнетита в слабом магнитном поле, а более сильном - вольфрамита. Возможно применение электрической сепарации, гравитационного обогащения на столах, флотации минералов пустой породы и других процессов для разделения минералов, тем, чтобы готовые концентраты удовлетворяли требованиям ГОСТов и техническим условиям не только по содержанию основного металла, но и по содержанию вредных примесей.

Учитывая большую плотность вольфрамовых минералов (6 - 7,5 г/см 3), при обогащении могут успешно применяться гравитационные методы обогащения на отсадочных машинах, концентрационных столах, шлюзах, струйных и винтовых сепараторах и др. При тонкой вкрапленности ценных минералов применяют флотацию или сочетание гравитационных процессов с флотацией. Учитывая возможность ошламливания вольфрамита при гравитационном обогащении, флотацию применяют как вспомогательный процесс даже при обогащении крупно вкрапленных вольфрамитовых руд для более полного извлечения вольфрама из шламов.

При наличии в руде крупных богатых вольфрамом штуфных кусков или крупных кусков пустой породы может быть применена сортировка руды крупностью - 150 +50 мм на ленточных конвейерах с целью отделения богатого крупнокускового концентрата или кусков породы, разубоживающих руду, поступающую на обогащение.

При обогащении шеелитовых руд также применяют гравитацию, но чаще всего сочетание гравитационных методов с флотацией и флотогравитацией или только флотацию.

При сортировке шеелитовых руд применяют люминесцентные установки. Шеелит при облучении ультрафиолетовыми лучами светится ярко-голубым светом, что позволяет отделять куски шеелита или куски пустой породы.

Шеелит - легкофлотируемый минерал, характеризующийся большой шламуемостью. Извлечение шеелита значительно возрастает при флотационном обогащении по сравнению с гравитационным, поэтому при обогащении шеелитовых руд в странах СНГ в настоящее время на всех фабриках стали применять флотацию.

При флотации вольфрамовых руд возникает ряд трудных технологических проблем, требующих правильного решения в зависимости от вещественного состава и ассоциации отдельных минералов. В процессе флотации вольфрамита, гюбнерита и ферберита трудно отделить от них оксиды и гидроксиды железа, турмалин и другие минералы, содержащие нивелируют флотационные свойства их с минералами вольфрама.

Флотация шеелита из руд с кальцийсодержащими минералами (кальцит, флюорит, апатит и др.) осуществляется анионными жирнокислотными собирателями, обеспечивающими их хорошую флотируемость с катионами кальция шеелита и других кальцийсодержащих минералов. Отделение шеелита от кальцийсодержащих минералов возможно лишь с применением таких регуляторов, как жидкое стекло, кремнефтористый натрий, сода и др.

2. Обогащение молибдено-вольфрамовых руд

На Тырныаузской фабрике обогащаются молибдено-вольфрамовые руды Тырныаузского месторождения, которые являются сложными по вещественному составу не только ценных минералов, имеющих очень тонкую вкрапленность, но и сопутствующих минералов пустой породы. Рудные минералы - шеелит (десятые доли процента), молибденит (сотые доли процента), повеллит, частично ферримолибдит, халькопирит, висмутин, пирротин, пирит, арсенопирит. Нерудные минералы - скарны (50-70%), роговики (21-48%), гранит (1 - 12%), мрамор (0,4- 2%), кварц, флюорит, кальцит, апатит (3-10%) и др.

В верхней части месторождения молибден на 50-60% представлен повеллитом и ферримолибдитом, в нижней части их содержание снижается до 10-20%. В шеелите в виде изоморфной примеси присутствует молибден. Часть молибденита, окисленная с поверхности, покрыта пленкой повеллита. Часть молибдена очень тонко прорастает с молибдошеелитом.

Более 50% окисленного молибдена связано с шеелитом в виде включений повеллита - продукта распада твердого раствора Ca(W, Мо)О 4 . Подобные формы вольфрама и молибдена возможно выделить лишь в коллективный концентрат с последующим разделением гидрометаллургическим способом.

Начиная с 1978 г. на фабрике полностью реконструирована схема рудоподготовки. Ранее руда после крупного дробления на руднике транспортировалась на фабрику в вагонетках по подвесной канатной дороге. В дробильном отделении фабрики руда додрабливалась до - 12 мм, разгружалась в бункера и далее измельчалась в одну стадию в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле с двухспиральными классификаторами, до 60% класса - 0,074 мм.

Новая технология рудоподготовки была разработана совместно институтом Механобр и комбинатом и введена в действие в августе 1978 г.

В схеме рудоподготовки предусмотрено крупное дробление исходной руды до --350 мм, грохочение по классу 74 мм, раздельное складирование каждого класса в бункерах с целью более точного регулирования подачи в мельницу самоизмельчения крупного и мелкого классов руды.

Самоизмельчение крупнодробленой руды (--350 мм) осуществляется в мельницах типа «Каскад» диаметром 7 м (ММС-70Х Х23) с доизмельчением крупнозернистой фракции до 62% класса --0,074 мм в мельницах МШР-3600Х5000, работающих в замкнутом цикле с односпиральными классификаторами 1КСН-3 и размещаемых в новом корпусе на склоне горы на отметке около 2000 м над уровнем моря между рудником и действующей фабрикой.

Подача готового продукта из корпуса самоизмельчения на флотацию осуществляется гидротранспортом. Трасса гидротранспорта представляет собой уникальное инженерное сооружение, обеспечивающее транспортирование пульпы при перепаде высот более 600 м. Она состоит из двух трубопроводов диаметром 630 мм, протяженностью 1750 м, оснащенных успокоительными колодцами диаметром 1620 мм и высотой 5 м (по 126 колодцев на каждый трубопровод).

Использование системы гидротранспорта позволило ликвидировать цех грузовых канатных дорог, корпус среднего и мелкого дробления, мельницы МШР-3200Х2100 на обогатительной фабрике. В главном корпусе фабрики построены и введены в эксплуатацию две секции основной флотации, новые отделения шеелитовой и молибденовой доводок, цех варки жидкого стекла, системы оборотного водоснабжения. Значительно расширен фронт сгущения черновых флотационных концентратов и промпродуктов за счет установки сгустителей диаметром 30 м, что позволяет снизить потери со сливами сгущения.

Вновь вводимые мощности оснащаются современными АСУТП и локальными системами автоматизации. Так, в корпусе самоизмельчения функционирует АСУ в режиме непосредственного управления на базе вычислительных машин М-6000. В главном корпусе внедрена система централизованного контроля вещественного состава пульпы с помощью рентгеноспектральных анализаторов КРФ-17 и КРФ-18 в комплексе с вычислительной машиной М-6000. Освоена автоматизированная система отбора и доставки проб (пневмопочтой) в экспресс-лабораторию с управлением от вычислительного комплекса КМ-2101 и выдачей анализов на телетайп.

Один из наиболее сложных переделов -- доводка черновых шеелитовых концентратов по методу Н. С. Петрова -- оснащен системой автоматического контроля и управления, которая может работать либо в режиме «советчика» оператору-флотатору, либо в режиме непосредственного управления процессом, регулируя расход подавителя (жидкого стекла), уровень пульпы в перечистных операциях и другие параметры процесса.

Цикл флотации сульфидных минералов оснащен системами автоматического контроля и дозирования собирателя (бутилового ксантогената) и подавителя (сернистого натрия) в цикле медно-молибденовой флотации. Системы работают с использованием в качестве датчиков ионселективных электродов.

В связи с увеличением объема производства фабрика перешла на переработку новых разновидностей руд, отличающихся пониженным содержанием некоторых металлов, большей степенью их окисленности. Это потребовало усовершенствования реагентного режима флотации сульфидно-окисленных руд. В частности, в сульфидном цикле применено прогрессивное технологическое решение -- сочетание двух пенообразователей активного и селективного типов. В качестве активного пенообразователя используются реагенты, содержащие терпеновые спирты, и в качестве селективного -- новый реагент ЛВ, разработанный для обогащения многокомпонентных руд, и в первую очередь тырныаузских.

В цикле флотации окисленных минералов жирнокислотными собирателями используются интенсифицирующие добавки реагента-модификатора на основе низкомолекулярных карбоновых кислот. Для улучшения флотационных свойств пульпы циркулирующих промпродуктов внедрено регулирование их ионного состава. Более широкое применение нашли методы химической доводки концентратов.

Из мельницы самоизмельчения руда поступает на грохочение. Класс +4 мм доизмельчается в шаровой мельнице. Слив мельницы и подгрохотный продукт (--4 мм) подвергаются I и II классификации.

В шаровую мельницу подают 690 г/т соды и 5 г/т трансформаторного масла. Слив классификатора поступает на основную молибденовую флотацию, куда подают 0,5 г/т ксантогената и 46 г/т терпинеола. После I и II перечистных флотации молибденовый концентрат (1,2--1,5% Мо) подвергается пропарке с жидким стеклом (12 г/т) при 50--70°С, III перечистной флотации и доизмельчению до 95--98% класса --0,074 мм с подачей 3 г/т цианида натрия и 6 г/т жидкого стекла.

Готовый молибденовый концентрат содержит около 48% Мо, 0,1% Си и 0,5% WO 3 при извлечении Мо 50%. Хвосты контрольных флотации III и IV перечистных операций сгущаются и направляются на медно-молибденовую флотацию с подачей 0,2 г/т ксантогената и 2 г/т керосина. Дважды перечищенный медно-молибденовый концентрат после пропарки с сернистым натрием поступает на селективную флотацию, где выделяется медный концентрат, содержащий 8--10% Си (при извлечении около 45%), 0,2% Мои 0,8% Bi.

Хвосты контрольной молибденовой флотации, содержащие до 0 2% WO 3 , направляются на шеелитовую флотацию, осуществляемую по очень разветвленной и сложной схеме. После перемешивания с жидким стеклом (350 г/т) проводят основную шеелитовую флотацию с олеатом натрия (40 г/т). После I перечистной флотации и сгущения до 60% твердого шеелитовый концентрат пропаривается с жидким стеклом (1600 г/т) при 80--90 °С. Далее концентрат еще дважды перечищается и снова поступает на пропарку при 90--95 °С с жидким стеклом (280 г/т) и снова трижды перечищается.

2. Технологический раздел

2.1 Расчет схемы дробления с выбором оборудования

Проектируемая обогатительная фабрика предназначена для переработки молибденсодержащих вольфрамовых руд.

Руда средней крупности (f=12±14 ед. по шкале профессора Протодьяконова) характеризуется плотностью с = 2,7 т/м 3 , на фабрику поступает с влажностью 1,5%. Максимальный кусок d=1000 мм.

По величине производительности обогатительная фабрика относится к категории средней производительности (табл. 4/2/), по международной классификации - к группе С.

На фабрику руда D max . =1000 мм подается с открытых горных работ.

1. Определим производительность цеха крупного дробления. Расчет производительности ведем по Разумову К.А. 1, стр. 39-40. Проектом принята доставка руды 259 дней в году, в 2 смены по 7 часов, 5 дней в неделю.

Коэффициент учета крепости руды /2/

где: Q ц. др. - суточная производительность цеха дробления, т/сут

Коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья /2/

где: Q ч..ц. др - часовая производительность цеха дробления, т/ч

k n - коэффициент учитывающий неравномерность свойств сырья,

n сут - расчетное число рабочих дней в году,

n см - количество смен в сутки,

t см - продолжительность смены,

k" - коэффициент учета крепости руды,

Расчет годового фонда рабочего времени:

Ц = (n сут. · n см. · t см) = 259 · 2 · 5 · = 2590 (3)

Коэффициент использования по времени:

k в = 2590/8760 = 0,29 д.е. = 29%

2. Расчет схемы дробления. Расчет ведем согласно стр. 68-78 2.

По заданию влажность исходной руды - 1,5%,т. е.

Порядок расчета:

1. Определим степень дробления

2. Примем степень дробления.

3. Определим максимальную крупность продуктов после дробления:

4. Определим ширину разгрузочных щелей дробилки, приняв по типовым характеристикам Z - закрупнение дробленого продукта относительно размера разгрузочной щели.

5. Проверим соответствие выбранной схемы дробления выпускаемому оборудованию.

Требования, которым должны удовлетворить дробилки, указаны в таблице 1.

Таблица 1

По ширине приемного отверстия и диапазону регулировки щели разгрузочной подходят дробилки марки ЩДП 12Х15.

Произведем расчет производительности дробилки по формуле (109/2/):

Q кат. = м 3 /ч

Q дроб. = Q кат. · с n · k f · k кр. · k вл. · k ц, m 3 /ч (7)

где с n - насыпная плотность руды = 1,6 т/м 3 ,

Q кат. - паспортная производительность дробилки, м 3 /ч

k f . , k вл. , k кр, k ц - поправочные коэффициенты на крепость (дробимость), насыпная плотность, крупность и влажность руды.

Значение коэффициентов находим по таблице k f =1,6; k кр =1,05; k вл. =1%;

Q кат. = S пр. / S н · Q н = 125 / 155 · 310 ? 250 м 3 /ч

Найдем фактические производительности дробилки для условий, определенных проектом:

Q дроб. = 250 · 1,6 · 1,00 · 1,05 · 1 · 1 = 420 т/ч

По результатам расчета определим количество дробилки:

Принимаем к установке ЩДП 12 х 15 - 1 шт.

2.2 Расчет схемы измельчения

Выбранная в проекте схема измельчения представляет собой разновидность ВА Разумов К.А. стр. 86.

Порядок расчета:

1. Определяем часовую производительность цеха измельчения, которая является фактически часовой производительностью всей фабрики, так как цех измельчения является главным корпусом рудоподготовки:

где 343- количество рабочих дней в году

24 - непрерывная рабочая неделя 3 смены по 8 часов (3х8=24 часа)

К в - коэффициент использования оборудования

К н - коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья

Принимаем: К в =0,9 К н =1,0

Склад крупнодробленой руды обеспечивает двухсуточный запас руды:

V= 48 127,89 / 2,7 = 2398,22

Принимаем исходные данные

зададимся разжижением в сливе и песках классификации:

R 10 =3 R 11 =0,28

(R 13 взято на основе ряда 2 стр. 262 в зависимости от крупности слива)

в 1 -0,074 =10% - содержание класса - 0,074 мм в дробленой руде

в 10 -0,074 =80 % - содержание класса - 0,074 мм в сливе классификации.

Принимаем оптимальную циркуляционную нагрузку С опт =200%.

Порядок расчета:

Измельчение I и II стадий представлены схемой типа ВА стр. 86 рис. 23.

Расчет схемы В сводится к определению весов продуктов 2 и 5 (выхода продуктов находятся по общей формуле г n = Q n: Q 1)

Q 7 = Q 1 С опт =134,9 · 2 = 269,8 т/ч;

Q 4 = Q 5 = Q 3 + Q 7 = 404,7 т/ч;

г 4 = г 5 = 300 %;

г 3 = г 6 = 100 %

Расчет ведем согласно Разумову К.А. 1 стр. 107-108.

1. Расчет схемы А

Q 8 = Q 10 ; Q 11 = Q 12 ;

Q 9 = Q 8 + Q 12 = 134,88 + 89,26 = 224,14 т/ч

г 1 = 100 % ; г 8 = г 10 = 99,987 %;

г 11 = г 12 =Q 12: Q 1 = 89,26: 134,88 = 66,2 % ;

г 9 = Q 9: Q 1 = 224,14: 134,88 = 166,17 %

Технологическая схема обога щ ения молибдено-вольфрамовых руд .

Расчет по качественно-количественной схеме .

Исходные данные для расчета качественно-количественной схем ы.

Извлечение вольфрама в окончательный концентрат - е вольфрам 17 =68%

Извлечение вольфрама в коллективный концентрат - е вольфрам 15 =86%

Извлечение вольфрама в молибденовый концентрат - е вольфрам 21 =4 %

Извлечение молибдена в окончательный концентрат - е Мо 21 =77%

Извлечение молибдена в хвосты вольфрамовой флотации - е Мо 18 =98%

Извлечение молибдена в концентрат контрольной флотации - е Мо 19 =18%

Извлечение молибдена в коллективный концентрат - е Мо 15 =104%

Выход коллективного концентрата - г 15 =36%

Выход вольфрамого концентрата - г 17 =14%

Выход молибденового концентрата - г 21 =15%

Выход концентрата контрольной флотации - г 19 =28%

Определяем выхода продуктов обогащения

г 18 = г 15 - г 17 =36-14=22%

г 22 = г 18 - г 21 =22-15=7%

г 14 = г 13 + г 19 + г 22 =100+28+7=135%

г 16 = г 14 - г 15 =135-36=99%

г 20 = г 16 - г 19 =99-28=71%

Определяем массы продуктов обогащения

Q 13 = 127,89т/ч.

Q 1 4 = Q 13 х г 14 = 127,89х1,35=172,6 т/ч

Q 1 5 = Q 13 х г 15 = 127,89х0,36=46,0 т/ч

Q 1 6 = Q 13 х г 16 = 127,89х0,99=126,6т/ч

Q 1 7 = Q 13 х г 17 = 127,89х0,14=17,9 т/ч

Q 1 8 = Q 13 х г 18 = 127,89х0,22=28,1 т/ч

Q 1 9 = Q 13 х г 19 = 127,89х0,28=35,8 т/ч

Q 20 = Q 13 х г 20 = 127,89х0,71=90,8 т/ч

Q 21 = Q 13 х г 21 = 127,89х0,15=19,1 т/ч

Q 22 = Q 13 х г 22 = 127,89х0,07=8,9 т/ч

Определяем извлечение продуктов обогащения

Для вольфрама

е вольфрам 13 =100 %

е вольфрам 18 = е вольфрам 15 - е вольфрам 17 =86-68=28 %

е вольфрам 22 = е вольфрам 18 - е вольфрам 21 =28-14=14 %

е вольфрам 14 = е вольфрам 13 + е вольфрам 22 + е вольфрам 19 =100+14+10=124 %

е вольфрам 16 = е вольфрам 14 - е вольфрам 15 =124-86=38%

е вольфрам 20 = е вольфрам 13 - е вольфрам 17 + е вольфрам 21 =100 - 68+4=28%

е вольфрам 19 = е вольфрам 16 - е вольфрам 20 =38-28=10 %

для молибдена

е Мо 13 =100%

е Мо 22 = е Мо 18 - е Мо 21 =98-77=11 %

е Мо 14 = е Мо 13 + е Мо 22 + е Мо 19 =100+11+18=129 %

е Мо 16 = е Мо 14 - е Мо 15 =129-94=35 %

е Мо 17 = е Мо 15 - е Мо 18 =104-98=6%

е Мо 20 = е Мо 13 - е Мо 17 + е Мо 21 =100 - 6+77=17%

е Мо 19 = е Мо 16 - е Мо 20 =35-17=18%

Определяем количество металлов в продукт ах обогащения

Для вольфрама

14 =124 х0,5 / 135=0,46%

15 =86х0,5 / 36=1,19%

16 =38 х0,5 / 99=0,19%

17 =68 х0,5 / 14=2,43%

18 =28 х0,5 / 22=0,64%

19 =10 х0,5 / 28=0,18%

20 =28 х0,5 / 71=0,2%

21 =14 х0,5 / 15=0,46%

22 =14 х0,5 / 7=1%

Для молибдена

14 =129 х0,04/ 135=0,04%

15 =94х0,04/ 36=0,1%

16 =35 х0,04 / 99=0,01%

17 =6 х0,04 / 14=0,017%

18 =98 х0,04 / 22=0,18%

19 =18 х0,04 / 28=0,025%

20 =17 х0,04 / 71=0,009%

21 =77 х0,04 / 15=0,2%

22 =11 х0,04 / 7=0,06%

Таблица 3. Таблица качественно-количественной схемы обогащения

№ операции прод.		Q, т/ч	, %	медь , %	медь , %	цинк , %	цинк , %
I	Измельчение I стадия
	поступает
	дроблёная руда
	выходит
	измельчённая руда
II	Классификация
	поступает
	Измел ь ченн ы й продукт I ст. измельчения
	Измел ь ченн ы й продукт II ст .измельчения
	выходит
	слив
	пески
III	Измельчение I I стадия
	поступает
	Пески классификации
	выходит
	Измелченн ы й продукт
IV	Коллективная Wo 3 -Mo флотация
	поступает
	Слив классификации
	Хвосты Mo флотаци и
	выходит
	концентрат
	хвост ы
V	Контрольная флотация
	поступает
	Хвост ы коллективной флотации
	выходит
	концентрат
	хвост ы
VI	Вольфрамовая флотация
	поступает
	Концентрат коллективной флотации
	выходит
	концентрат
	хвост ы
	Мо флотация
	поступает
	Хвост ы Wo 3 флотации
	выходит
	концентрат
	хвост ы

Расчет водно-шламовой схемы .

Целью расчета водно-шламовой схемы является: обеспечение оптимальных отношений Ж:Т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операции или, наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания; определение отношений Ж:Т в продуктах схемы; определение общей потребности воды и удельного расхода воды на тонну перерабатываемой руды.

Для получения высоких технологических показателей переработки руды каждую операцию технологической схемы необходимо проводить при оптимальных значениях отношения Ж:Т. Эти значения устанавливаются по данным испытаний обогатимости руды и практики работы действующих обогатительных фабрик.

Относительно низкий удельный расход воды на тонну перерабатываемой руды объясняется наличием на проектируемой фабрике внутрифабричного водооборота, так как сливы сгустителей подаются в цикл измельчение - классификация. Расход воды на смыв полов, промывку аппаратов и на другие цели составляет 10-15% от общего расхода.

Таблица 3. Таблица качественно-количественной схемы обогащения.

№ опе рации прод.	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	, %	R	W
I	Измельчение I стадия
	поступает
	дроблёная руда			0 , 0 25
	выходит
	измельчённая руда
II	Классификация
	поступает
	Измел ь ченн ы й продукт I ст. измельчения
	Измел ь ченн ы й продукт II ст .измельчения
	выходит
	слив
	пески
III	Измельчение I I стадия
	поступает
	Пески классификации
	выходит
	Измелченн ы й продукт
IV	Коллективная Wo 3 -Mo флотация
	поступает
	Слив классификации
	Концентрат контрольной флотации
	Хвосты Мо флотаци и
	выходит
	концентрат
	Хвост ы
V	Контрольная флотация
	поступает
	Хвост ы коллективной флотации
	выходит
	концентрат
	Хвост ы
VI	Вольфрамовая флотация
	Поступает
	Концентрат коллективной флотации
	Выходит
	Концентрат
	Хвост ы
	Мо флотация
	Поступает
	Хвост ы вольфрамовой флотации
	Выходит
	концентрат
	хвост ы

Выбор и расчёт дробилки .

Выбор типа и размера дробилки зависит от физических свойств руды, требуемой производительности дробилки, крупности дробленого продукта и твердости руды.

Вольфрамо-молибденовая руда по категории крепости является рудой средней крепости.

Максимальный размер куска руды, поступающей в операцию дробления равен 1000 мм.

Для дробления руды, поступающей с рудника, принимаю к установке щековую дробилку с простым качанием щеки ЩДП 12x15. *

Производительность дробилки, Q равна:

Q =q*L*i, т/ч,

где q - удельная производительность щековой дробилки на 1 см 2 площади разгрузочной щели, т/(см 2 * ч);

L - длина разгрузочной щели шековой дробилки, см;

i - ширина разгрузочной щели, см. /4/

По данным практики работы дробильного отделения обогатительной фабрики удельная производительность щековой дробилки равна 0,13 т/см 2 * час.

Производительность щековой дробилки определится:

Q= 0,13*150*15,5 = 302,25 т/ч.

Принятая к установке дробилка обеспечивает заданную производительность по руде.

Максимальный размер куска в питании дробилки составит:

120*0,8 = 96 см.

Выбор и расчёт колосникового грохота

Перед дробилкой устанавливается колосниковый грохот с размером отверстий 95 см (950 мм).

Необходимая площадь грохочения определяется по формуле:

где Q* - производительность, т/ч;

а - коэффициент равный ширине щели между колосниками, мм. /5/ По условиям компоновки ширину колосникового грохота принимаем равной 2,7 м, длину 4,5 м.

Практика работы дробильного отделения фабрики показывает, что в руде, доставляемой из карьера, содержится около 4,5 % кусков крупностью более 950 мм. Куски такой крупности доставляют фронтальным погрузчиком на рудный двор, где они подвергаются дроблению и снова подаются погрузчиком на колосниковый грохот.

2.3 Выбор и расчёт мельниц полусамоизмельчения

В последнее время при переработке золотосодержащих руд в мировой и отечественной практике в первой стадии измельчения все больше распространение находят мельницы полусамоизмельчения с последующим цианированием. В этом случае исключаются потери золота с железным скрапом и крошкой, снижается расход цианида при цианировании и улучшаются санитарные условия работы на кварцевых силикатных рудах. Поэтому принимаю к установке в первой стадии измельчения мельницу полусамоизмельчения (ПСИ).

1. Находим удельную производительность по вновь образованному классу действующей мельницы ПСИ, т/(м 3 * ч):

где Q - производительность действующей мельницы, т/ч;

- содержание класса -0,074 мм в сливе мельницы, %;

- содержание класса -0,074 мм в исходном продукте, %;

Д - диаметр действующей мельницы, м;

L - длина действующей мельницы, м.

2. Определяем удельную производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу:

где q 1 - удельная производительность работающей мельницы по тому же классу;

К и - коэффициент, учитывающий различия в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды (Ки=1);

К к - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой фабриках (К к =1);

К D - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц:

К D = ,

где D и D 1 соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей мельниц. (К D =1,1);

К т - коэффициент, учитывающий различия в типе проектируемой и работающей мельниц (Кт=1).

q = 0,77*1*1*1,1*1 =0,85 т/(м 3 * ч).

Принимаю к установке мельницу самоизмельчения « Каскад» диаметром 7 м и длиной 2,3 м с рабочим объемом 81,05 м 3

3. Определяем производительность мельниц по руде по формуле:

где V - рабочий объем мельницы. /4/

4. Определяем расчетное число мельниц:

n- 101/125,72 = 0,8;

тогда и принятое будет равно 1 . Мельница «Каскад» обеспечивает заданную производительность.

Выбор и расчёт грохота II стадии грохочения .

Слив мельниц полусамоизмельчения насосами...

Подобные документы

Выбор технологической схемы обогащения железной руды. Расчет мощности и выбор типа обогатительного сепаратора. Определение производительности сепараторов для сухой магнитной сепарации с верхним питанием. Технические параметры сепаратора 2ПБС-90/250.

контрольная работа , добавлен 01.06.2014


Определение общей степени дробления для цеха дробления. Подбор степени дробления. Расчет и выбор дробилок, колосникового грохота. Расчет грохота второй стадии дробления. Расчет схемы измельчения и выбор оборудования для измельчения и классификации.

курсовая работа , добавлен 20.01.2016


Изучение вещественного состава руды. Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения, гидроциклонов, магнитных сепараторов. Расчет дешламатора для операции обесшламливания. Требования к качеству концентрата. Расчет водно-шламовой схемы.

курсовая работа , добавлен 15.04.2015


Выбор и обоснование схемы измельчения, классификации и обогащения руды. Вычисление выхода продукта и содержания в нем металла. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы. Методы контроля технологического процесса средствами автоматизации.

курсовая работа , добавлен 23.10.2011


Выбор и обоснование схемы дробления и измельчения, дробильного, классифицирующего и измельчительного оборудования. Характеристика крупности исходной руды. Расчет стадий дробления, грохотов, мельниц, классификатора. Ситовые характеристики крупности.

курсовая работа , добавлен 19.11.2013


Геологическая характеристика месторождения. Характеристика перерабатываемой руды, разработка и расчет схемы ее дробления. Выбор и расчет оборудования для дробильного отделения. Определение количества смен и трудозатрат на обеспечение технологии дробления.

курсовая работа , добавлен 25.02.2012


Технология обогащения железной руды и концентрата, анализ опыта зарубежных предприятий. Характеристика минерального состава руды, требования к качеству концентрата. Технологический расчет водно-шламовой и качественно-количественной схемы обогащения.

курсовая работа , добавлен 23.10.2011


Построение качественно-количественной схемы подготовительных операций дробления, грохочения железной руды: выбор метода, выход продуктов. Обзор рекомендуемого оборудования. Магнитно-гравитационная технология и флотационное обогащение железной руды.

курсовая работа , добавлен 09.01.2012


Особенности и этапы осуществления технологии дробления. Уточненный расчет схемы грохочения. Выбор и расчет дробилок. Определение потребности оборудования для рудоподготовки, вспомогательного оборудования. Положения техники безопасности в цехе дробления.

курсовая работа , добавлен 12.01.2015


Выбор и расчет основного технологического оборудования процесса переработки минерального сырья, питателей. Расчет операций грохочения. Выбор и обоснование количества основного оборудования, их технические характеристики, назначение и основные функции.

Вольфрамовые руды в нашей стране перерабатывались на крупных ГОКах (Орловский, Лермонтовский, Тырнаузский, Приморский, Джидинский ВМК) по ставшими классическими технологическим схемам с многостадиальным измельчением и обогащением материала, разделенного на узкие классы крупности, как правило, в два цикла: первичное гравитационное обогащение и доводка черновых кон-центратов различными методами. Это объясняется низким содер-жанием вольфрама в перерабатываемых рудах (0,1-0,8 % WO3) и высокими требованиями к качеству концентра-тов. Первичное обогащение для крупновкрапленных руд (минус 12+6 мм) осуществлялось посредством отсадки, а для средне-, мелко- и тонковкрапленных руд (минус 2+0,04 мм) применялись винтовые аппараты разных модификаций и типоразмеров.

В 2001 г. прекратил свою деятельность Джидинский вольфрам-молибденовый комбинат (Бурятия, г. Закаменск), накопив после себя многомиллионное по объему песков Барун-Нарынское техногенное месторождение вольфрама. С 2011 г. это месторождение перерабатывает ЗАО «Закаменск» на модульной обогатительной фабрике.

В основу технологической схемы было заложено обогащение в две стадии на центробежных концентраторах Knelson (CVD-42 для основной операции и CVD-20 для перечистной), доизмельчение промпродуктов и флотация коллективного гравиоконцентрата с получением концентрата марки КВГФ. За время эксплуатации был отмечен ряд факторов в работе концентраторов Knelson, негативно влияющих на экономические показатели переработки песков, а именно:

Высокие эксплуатационные затраты, в т.ч. энергозатраты и стоимость запчастей, что в условиях удаленности производства от генерирующих мощностей и повышенной стоимости электроэнергии данный фактор приобретает особую важность;

Низкая степень извлечения минералов вольфрама в гравитационный концентрат (от операции около 60 %);

Сложность этого оборудования в эксплуатации: при колебаниях вещественного состава обогащаемого сырья центробежные концентраторы требуют вмешательства в процесс и оперативной настройки (изменение давления ожжижающей воды, скорости вращения обогатительной чаши), что приводит к колебаниям качественных характеристик получаемых гравитационных концентратов;

Значительная удаленность завода-изготовителя и, как следствие, долгое время ожидания запасных частей.

В поисках альтернативного метода гравитационной концентрации компанией «Спирит» были проведены лабораторные испытания технологии винтовой сепарации с использованием промышленных винтовых сепараторов СВМ-750 и СВШ-750 производства ООО ПК «Спирит». Обогащение проходило в две операции: основная и контрольная с получением трех продуктов обогащения — концентрата, промпродукта и хвостов. Все полученные в результате опыта продукты обогащения проанализированы в лаборатории ЗАО «Закаменск». Лучшие результаты представлены в табл. 1.

Таблица 1. Результаты винтовой сепарации в лабораторных условиях

Полученные данные показали возможность применения в операции первичного обогащения винтовых сепараторов вместо концентраторов Knelson.

Следующим этапом было проведение полупромышленных испытаний на действующей схеме обогащения. Была смонтирована опытная полупромышленная установка с винтовыми аппаратами СВШ-2-750, которые были установлены параллельно с концентраторами Knelson CVD-42. Обогащение проводили в одну операцию, получаемые продукты направляли далее по схеме действующей обогатительной установки, а отбор проб производили непосредственно из процесса обогащения без остановок работы оборудования. Показатели полупромышленных испытаний представлены в табл. 2.

Таблица 2. Результаты сравнительных полупромышленных испытаний винтовых аппаратов и центробежных концентраторов Knelson

Показатели	Исходное питание	Концентрат
Извлечение, %

Результаты показывают, что обогащение песков более эффективно происходит на винтовых аппаратах, чем на центробежных концентраторах. Это выражается в более низком выходе концентрата (16,87 % против 32,26 %) при увеличении извлечения (83,13 % против 67,74 %) в концентрат минералов вольфрама. При этом получается более качественный концентрат WO3 (0,9 % против 0,42%),