Дробление руды - щековая конусная молотковая и валковая дробилки. Технология переработки медной руды Добыча и переработки медной руды

Извлеченные из земных недр руды или техногенное сырье в большинстве случаев не могут быть непосредственно использованы в металлургическом производстве и поэтому проходят сложный цикл последовательных операций подготовки к доменной плавке . Отметим, что при добыче руды открытыми разработками в зависимости от расстояния между взрывными шпурами и размера ковша экскаватора величина крупных глыб железной руды может достигать 1000-1500 мм. При подземной добыче максимальный размер куска не превышает обычно 350 мм. Во всех случаях добываемое сырье содержит и большое количество мелких фракций.

Независимо от последующей схемы подготовки руды к плавке вся добываемая руда проходит прежде всего стадию первичного дробления , так как величина крупных кусков и глыб при добыче намного превышает размер куска руды, максимально допустимый по условиям технологии доменной плавки. Техническими условиями на кусковатость в зависимости от восстановимости предусматривается следующий максимальный размер кусков руды: до 50 мм для магнетитовых руд, до 80 мм для гематитовых руд и до 120 мм для бурых железняков. Верхний предел крупности кусков агломерата не должен превышать 40 мм.

На рисунке 1 показаны наиболее распространенные схемы установки дробилок на дробильно-сортировочных фабриках. Схемами а и б решается одна и та же задача дробления руды от

При этом осуществляется принцип «не дробить ничего лишнего». Схемы а и б характеризуются тем, что крупность дробленого продукта не проверяется, т. е. схемы «открытые». Опыт показывает, что в дробленом продукте всегда имеется небольшое количество кусков, размер которых несколько превышает заданный. В «закрытых» («замкнутых») схемах дробленый продукт вновь направляется на грохот для отделения недостаточно измельченных кусков с последующим их возвратом в дробилку. При «закрытых» схемах дробления руды соблюдение верхнего предела крупности дробленого продукта гарантировано.

Самыми распространенными видами дробилок являются :

• конусные;
• щековые дробилки;
• валковые;
• молотковые.

Устройство дробилок показано на рис. 2. Разрушение кусков руды в них происходит в результате раздавливающих, раскалывающих, истирающих усилий и ударов. В щековой дробилке Блэка материал, вводимый в дробилку сверху, раздавливается качающейся 2 и неподвижной 1 щеками, а в конусной дробилке Мак-Кули - неподвижным 12 и вращающимся внутренним 13 конусами. Вал конуса 13 входит во вращающийся эксцентрик 18. В щековой дробилке только один ход подвижной щеки является рабочим, во время обратного хода щеки часть дробленого материала успевает выйти из рабочего пространства дробилки через нижнюю выпускную щель.

Рисунок 2. Конструктивные схемы дробилок а - щековая; б - конусная; в - грибовидная; г - молотковая; д - валковая; 1 - неподвижная щека с осью вращения; 2 - подвижная щека; 3, 4 - эксцентриковый вал; 5 - шатун; 6 - шарнирная опора задней распорной щеки; 7 - пружина; 8, 9 - механизм регулировки ширины разгрузочной щели; 10 - тяга замыкающего устройства; 11 - станина; 12 - неподвижный конус; 13 - подвижный конус; 14 - траверса; 15 - шарнир подвески подвижного конуса; 16 - вал конуса; 17 - приводной вал; 18 - эксцентрик; 19 - амортизационная пружина; 20 - опорное кольцо; 21 - регулирующее кольцо; 22 - подпятник конуса; 23 - ротор; 24 - отбойные плиты; 25 - колосниковая решетка; 26 - молоток; 27 - основная рама; 28 - дробящие валки

Производительность наиболее крупных щековых дробилок не превышает 450-500 т/ч. Характерными для щековых дробилок являются случаи запрессовки рабочего пространства при дроблении влажных глинистых руд. Кроме того, щековые дробилки не должны применяться для дробления руд, имеющих плитчатое сланцевое строение куска, так как отдельные плитки в случае ориентации их длинной оси вдоль оси щели выдачи дробленого материала могут проходить через рабочее пространство дробилки не разрушаясь.

Питание щековых дробилок материалом должно быть равномерным, для чего пластинчатый питатель устанавливают со стороны неподвижной щеки дробилки. Обычно щековые дробилки применяют для дробления крупных кусков руды (i= 3-8). Расход электроэнергии на дробление 1 т железной руды в этих установках может колебаться от 0,3 до 1,3 кВт-ч.

В конусной дробилке ось вращения внутреннего конуса не совпадает с геометрической осью неподвижного конуса, т. е. в любой момент дробление руды происходит в зоне приближения поверхностей внутреннего и наружного неподвижного конусов. При этом в остальных зонах происходит выдача дробленого продукта через кольцевую щель между конусами. Таким образом дробление руды в конусной дробилке осуществляется непрерывно. Достигаемая производительность составляет 3500-4000 т/ч (i = 3-8) при расходе электроэнергии на дробление 1 т руды 0,1-1,3 кВт-ч.

Конусные дробилки с успехом можно применять для руд любого типа, в том числе со слоистым (плитчатым) строением куска, а также для глинистых руд. Конусные дробилки не нуждаются в питателях и могут работать «под завалом», т. е. с рабочим пространством, полностью заполняемым рудой, поступающей из расположенного выше бункера.

Короткоконусная грибовидная дробилка Саймонса отличается от обычной конусной дробилки удлиненной зоной выдачи дробленого продукта, обеспечивающей полное дробление материала до заданного размера кусков.

В молотковых дробилках дробление руды осуществляется главным образом под действием ударов по ним стальных молотков, закрепленных на быстровращающемся валу. На металлургических заводах в таких дробилках измельчают известняк, используемый затем в агломерационных цехах. Хрупкие материалы (например, кокс) могут быть измельчены в валковых дробилках.

После первичного дробления богатая малосернистая руда фракции > 8 мм может использоваться доменными цехами, фракция Часть мелких фракций все же усваивается печью, резко ухудшая газопроницаемость столба шихты, так как мелкие частицы заполняют пространство между более крупными кусками. Необходимо помнить, что отделение мелочи от доменной шихты во всех случаях дает значительный технико-экономический эффект, улучшая ход процесса, стабилизируя вынос пыли на постоянном минимальном уровне, что в свою очередь способствует постоянству нагрева печи и снижению расхода кокса.

Владельцы патента RU 2418872:

Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки смешанных (сульфидно-окисленных) медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы меди. Способ переработки смешанных медных руд включает дробление и измельчение руды. Затем ведут выщелачивание измельченной руды раствором серной кислоты с концентрацией 10-40 г/дм 3 при перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%, продолжительности 10-60 минут. После выщелачивания проводят обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды. Затем объединяют жидкую фазу выщелачивания руды с промывными водами и освобождают объединенный медьсодержащий раствор от твердых взвесей. Из медьсодержащего раствора извлекают медь с получением катодной меди. Из кека выщелачивания ведут флотацию медных минералов при значении рН 2,0-6,0 с получением флотационного концентрата. Технический результат заключается в повышении извлечения меди из руды в товарные продукты, снижении расхода реагентов на флотацию, повышении скорости флотации, снижении затрат на измельчение. 7 з.п. ф-лы, 1 ил., 1 табл.

Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки смешанных (сульфидно-окисленных) медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы меди, а также может быть использовано для переработки минеральных продуктов других цветных металлов.

Переработка медных руд ведется с применением выщелачивания или флотационного обогащения, а также по комбинированным технологиям. Мировая практика переработки медных руд показывает, что степень их окисленности является главным фактором, влияющим на выбор технологических схем и определяющим технологические и технико-экономические показатели переработки руды.

Для переработки смешанных руд разработаны и применяются технологические схемы, различающиеся используемыми методами извлечения металла из руды, методами извлечения металла из растворов выщелачивания, последовательностью методов извлечения, способами разделением твердой и жидкой фаз, организацией потоков фаз и правилами компоновки операций. Совокупность и последовательность методов в технологической схеме определяется в каждом конкретном случае и зависит, в первую очередь, от минеральных форм нахождения меди в руде, содержания меди в руде, состава и природы вмещающих минералов и пород руды.

Известен способ извлечения меди, заключающийся в сухом дроблении руды до крупности 2, 4, 6 мм, выщелачивании с классификацией, последующей флотацией зернистой части руды и осаждением шламовой фракции медного концентрата губчатым железом из шламовой части руды (а.с. СССР N 45572, В03В 7/00, 31.01.36).

Недостатком способа является невысокое извлечение меди и качество медного продукта, для повышения которого требуются дополнительные операции.

Известен способ получения металлов, заключающийся в измельчении исходного материала до крупности фракций, превышающей крупность фракций, необходимой для флотации, выщелачивании серной кислотой в присутствии железного скарба с последующим направлением твердых остатков для флотации осажденной на железном скарбе меди (DE 2602849 В1, С22В 3/02, 30.12.80).

Известен аналогичный способ переработки упорных окисленных медных руд профессора Мостовича (Митрофанов С.И. и др. Комбинированные процессы переработки руд цветных металлов, М., Недра, 1984, стр.50), заключающийся в выщелачивании окисленных медных минералов кислотой, цементации меди из раствора железным порошком, флотации цементной меди из кислого раствора с получением медного концентрата. Способ применен для переработки упорных окисленных руд Кальмакирского месторождения на Алмалыкском горно-металлургическом комбинате.

Недостатками этих способов является высокая стоимость реализации в связи с использованием железного скарба, который вступает в реакцию с кислотой, при этом увеличивается расход как серной кислоты, так и железного скарба; низкое извлечение меди цементацией железным скарбом и флотацией цементных частиц. Способ не применим для переработки смешанных руд и флотационного выделения сульфидных медных минералов.

Наиболее близким к заявленному способу по технической сути является способ переработки сульфидно-окисленных медных руд (Патент РФ №2337159 приоритет 16.04.2007), включающий дробление и измельчение руды до крупности 1,0-4,0 мм, выщелачивание в течение 0,5-2,0 часов измельченной руды раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм 3 при перемешивании, содержании твердой фазы 50-70%, обезвоживание и промывку кека выщелачивания, его измельчение, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания руды, освобождение от твердых взвесей и извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из измельченного кека выщелачивания в щелочной среде с реагентом-регулятором с получением флотационного концентрата.

Недостатками способа являются большой расход реагентов-регуляторов среды для проведения флотации в щелочной среде, недостаточно высокое извлечение меди при флотации из-за оксидных медных минералов, поступающих после выщелачивания крупных частиц, экранирования минералов меди реагентом-регулятором среды, большой расход собирателей для флотации.

В изобретении достигается технический результат, заключающийся в повышении извлечения меди из руды в товарные продукты, снижении расхода реагентов на флотацию, повышении скорости флотации, снижении затрат на измельчение.

Указанный технический результат достигается способом переработки смешанных медных руд, включающим дробление и измельчение руды, выщелачивание измельченной руды раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм 3 при перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%, продолжительностью 10-60 минут, обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания, освобождение объединенного медьсодержащего раствора от твердых взвесей, извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из кека выщелачивания при значении рН 2,0-6,0 с получением флотационного концентрата.

Частные случаи использования изобретения характеризуются тем, что измельчение руды ведут до крупности составляющей от 50-100% класса минус 0,1 мм до 50-70% класса минус 0,074 мм.

Также промывку кека выщелачивания осуществляют одновременно с его обезвоживанием путем фильтрования.

Кроме того, объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей осветлением.

Предпочтительно флотацию проводят с использованием нескольких из следующих собирателей: ксантогенат, диэтилдитиокарбамат натрия, дитиофосфат натрия, аэрофлот, сосновое масло.

Также извлечение меди из медьсодержащего раствора проводят методом жидкостной экстракции и электролизом.

Кроме того, рафинат экстракции, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.

А также отработанный электролит, образующийся при электролизе, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.

Скорость и эффективность выщелачивания минералов меди из руды зависит от крупности частиц руды: чем меньше крупность частиц, тем минералы более доступны для выщелачивания, быстрее и в большей степени растворяются. Для выщелачивания измельчение руды осуществляется до крупности немного больше, чем для флотационного обогащения, т.е. от 50-100% класса минус 0,1 мм, до 50-70% класса минус 0,074 мм, так как после выщелачивания размер частиц уменьшается. Содержание класса крупности при измельчении руды зависит от минерального состава руды, в частности от степени окисленности минералов меди.

После выщелачивания руды осуществляется флотация минералов меди, эффективность которой также зависит от крупности частиц - плохо флотируются крупные частицы и самые мелкие частицы - шламы. При выщелачивании измельченной руды шламовые частицы полностью выщелачиваются, а наиболее крупные уменьшаются в размерах, в результате крупность частиц без проведения дополнительного измельчения соответствует крупности материала требуемой для эффективной флотации частиц минералов.

Перемешивание при выщелачивании измельченной руды обеспечивает повышение скорости массообменных физико-химических процессов, при этом увеличивается извлечение меди в раствор и уменьшается продолжительность процесса.

Выщелачивание измельченной руды эффективно проводится при содержании твердой фазы от 10 до 70%. Увеличение содержания руды при выщелачивании до 70% позволяет повысить производительность процесса, концентрацию серной кислоты, создает условия для трения частиц между собой и их измельчения, а также позволяет уменьшить объем аппаратов для выщелачивания. Выщелачивание при высоком содержании руды приводит к высокой концентрация меди в растворе, что снижает движущую силу растворения минералов и скорость выщелачивания, по сравнению с выщелачиванием при низком содержании твердой фазы.

Выщелачивание руды крупностью минус 0,1-0,074 мм раствором серной кислоты концентрацией 10-40 г/дм 3 в течение 10-60 минут позволяет получить высокое извлечение меди из окисленных минералов и вторичных сульфидов меди. Скорость растворения окисленных минералов меди в растворе серной кислоты концентрации 10-40 г/дм 3 высокая. После выщелачивания измельченной смешанной медной руды продолжительностью 5-10 минут содержание труднофлотируемых окисленных минералов в руде значительно снижается и составляет менее 30%, таким образом она переходит в технологический сорт сульфидная. Извлечение минералов меди, оставшихся в кеке выщелачивания, можно производить в режиме флотации сульфидных минералов. В результате сернокислотного выщелачивания измельченной смешанной медной руды практически полностью растворяются окисленные минералы меди и до 60% вторичные сульфиды меди. Содержание меди в кеке выщелачивания и нагрузка на флотационное обогащение кека выщелачивания значительно снижаются и соответственно снижается и расход флотореагентов - собирателей.

Предварительная сернокислотная обработка сульфидно-окисленных медных руд позволяет не только удалить труднофлотируемые окисленные минералы меди, но и очистить поверхность сульфидных минералов от окислов и гидроокислов железа, изменить состав поверхностного слоя таким образом, что флотируемость минералов меди повышается. Методом рентгеновской фотоэлектронной спектроскопии установлено, что в результате сернокислотной обработки сульфидов меди происходит изменение элементного и фазового состава поверхности минералов, влияющее на их флотационное поведение - содержание серы повышается в 1,44 раза, меди в 4 раза, а содержание железа снижается в 1,6 раза. Соотношение фаз серы на поверхности после сернокислотной обработки вторичных сульфидов меди существенно изменяется: доля элементной серы возрастает с 10 до 24 % от общей серы, доля сульфатной серы - с 14 до 25 % (см. чертеж: спектры серы S2p (тип гибридизации электронных орбиталей, характеризующийся определенной энергией связи) поверхности сульфидов меди, А - без обработки, Б - после сернокислотной обработки, 1 и 2 - сера в сульфидах, 3 - элементная сера, 4, 5 - сера в сульфатах). С учетом повышения общей серы на поверхности минералов содержание элементной серы возрастает в 3,5 раза, сульфатной серы в 2,6 раза. Исследования состава поверхности также показывают, что в результате сернокислотной обработки содержание оксида железа Fе 2 О 3 на поверхности снижается и увеличивается содержание сульфата железа, снижается содержание сульфида меди Cu 2 S и возрастает содержание сульфата меди.

Таким образом, при выщелачивании измельченной смешанной медной руды происходит изменение состава поверхности сульфидных минералов меди, влияющего на их флотационные качества, в частности:

Повышается содержание на поверхности сульфидных минералов меди элементной серы, обладающей гидрофобными свойствами, что позволяет снизить расход собирателей для флотации медных сульфидных минералов;

Поверхность минералов меди очищается от оксидов и гидрооксидов железа, экранирующих поверхность минералов, поэтому уменьшается взаимодействие минералов с собирателем.

Для дальнейшей переработки продуктов выщелачивания производится обезвоживание кека выщелачивания, которое может быть объединено с промывкой кека выщелачивания, например, на ленточных фильтрах, от содержащейся во влаге кека меди. Для обезвоживания и промывки кека выщелачивания руды применяется разнообразное фильтровальное оборудование, например фильтрующие центрифуги и ленточные вакуум-фильтры, а также осадительные центрифуги и т.д.

Раствор выщелачивания руды и промывные воды кека выщелачивания руды для извлечения находящейся в них меди объединяются и освобождаются от твердых взвесей, так как они ухудшают условия экстракции меди и снижают качество получаемой катодной меди, особенно при использовании процесса жидкостной экстракции органическим экстрагентом. Освобождение от взвесей может производиться наиболее простым способом - осветлением, а также дополнительным фильтрованием.

Из осветленного медьсодержащего раствора выщелачивания руды и промывки кека выщелачивания производится экстракция меди с получением катодной меди. Современным методом извлечения меди из растворов является метод жидкостной экстракции органическим катионообменным экстрагентом. Использованием этого метода позволяет селективно извлекать и концентрировать медь в растворе. После реэкстракции меди из органического экстрагента производится электроэкстракция с получением катодной меди.

При жидкостной экстракции меди из сернокислых растворов органическим экстрагентом образуется рафинат экстракции, который содержит 30-50 г/дм 3 серной кислоты и 2,0-5,0 г/дм 3 меди. Для снижения расхода кислоты на выщелачивание и потерь меди, а также рационального водооборота в технологической схеме рафинат экстракции используют для выщелачивания и для промывки кека выщелачивания. При этом концентрация серной кислоты в остаточной влаге кека выщелачивания повышается.

При электролизе меди из очищенных от примесей, например железа, и концентрированных при жидкостной экстракции медьсодержащих растворов образуется отработанный электролит, с концентрацией 150-180 г/дм 3 серной кислоты и 25-40 г/дм 3 меди. Так же как и рафинат экстракции использование отработанного электролита для выщелачивания и промывки кека выщелачивания позволяет снизить расход свежей кислоты на выщелачивание, потери меди, и рационально использовать водную фазу в технологической схеме. При использовании отработанного электролита на промывку концентрация серной кислоты в остаточной влаге кека выщелачивания повышается.

Измельчение после выщелачивания для флотационного выделения минералов меди не требуется, так как в процессе выщелачивания частицы уменьшаются в размерах и крупность кека выщелачивания соответствует флотационной 60-95% класса минус 0,074 мм.

В России для флотационного обогащения медных минералов используют щелочную среду, что определяется преимущественным применением в качестве собирателей ксантогенатов, которые, как известно, разлагаются в кислых условиях, и, в некоторых случаях, необходимостью депрессии пирита. Для регулирования среды при щелочной флотации в промышленности чаще всего применяют известковое молоко как наиболее дешевый реагент, позволяющий повысить рН до сильнощелочных значений. Поступающий в пульпу флотации с известковым молоком кальций в некоторой степени экранирует поверхность минералов, что снижает их флотируемость, повышает выход продуктов обогащения и снижает их качество.

При переработке смешанных медных руд Удоканского месторождения измельченная руда после сернокислотной обработки промывается от ионов меди кислым рафинатом экстракции, отработанным электролитом и водой. В результате влага кеков выщелачивания имеет кислую среду. Для последующей флотации медных минералов в щелочных условиях необходима промывка большим расходом воды и нейтрализация большим расходом извести, что увеличивает затраты на переработку. Поэтому целесообразно флотационное обогащение сульфидных медных минералов после сернокислотного выщелачивания осуществлять в кислой среде, при значении рН 2,0-6,0 с получением медного концентрата и отвальных хвостов.

Исследованиями показано, что в основной флотации медных минералов из кеков сернокислотного выщелачивания при снижении значения рН содержание меди в концентрате основной флотации постепенно повышается с 5,44% (рН 9) до 10,7% (рН 2) при уменьшении выхода с 21% до 10,71% и снижении извлечения с 92% до 85% (таблица 1).

При контрольной флотации чем ниже значение рН, тем содержание меди в концентрате, выход и извлечение больше. Выход концентрата контрольной флотации в кислой среде большой (18,36%), с повышением значения рН выход этого концентрата снижается до 7%. Извлечение меди в суммарный концентрат основной и контрольной флотации во всем диапазоне исследованных значений рН практически одинаково и составляет около 95%. Извлечение флотацией при более низком значении рН выше по сравнению с извлечением меди при более высоком значении рН, что объясняется большим выходом в концентраты в кислых условиях флотации.

После сернокислотной обработки руды скорость флотации сульфидных медных минералов повышается, время основной и контрольной флотации составляет всего 5 мин в отличие от времени флотации руды -15-20 мин. Скорость флотации сульфидов меди значительно больше, чем скорость разложения ксантогената при низких значениях рН. Лучшие результаты флотационного обогащения достигаются использованием нескольких собирателей из ряда бутиловый ксантогенат калия, дитиофосфат натрия, диэтилдитиокарбамат натрия (ДЭДТК), аэрофлот, сосновое масло.

По остаточной концентрации ксантогената после взаимодействия с сульфидами меди экспериментально определено, что на поверхности минералов, подвергнутых сернокислотной обработке, ксантогената сорбируется в 1,8÷2,6 раза меньше, чем на поверхности без обработки. Этот экспериментальный факт согласуется с данными возрастания содержания элементной серы на поверхности сульфидов меди после сернокислотной обработки, что, как известно, повышает ее гидрофобность. Исследования пенной флотации вторичных сульфидов меди показали (автореферат диссертации «Физико-химические основы комбинированной технологии переработки медных руд Удоканского месторождения» Крылова Л.Н.»), что сернокислотная обработка приводит к повышению извлечения меди в концентрат на 7,2÷10,1%, выхода твердой фазы на 3,3÷5,5% и содержания меди в концентрате на 0,9÷3,7%.

Изобретение поясняется примерами реализации способа:

Смешанная медная руда Удоканского месторождения, содержащая 2,1% меди, из которых 46,2% находятся в окисленных минералах меди, дробилась, измельчалась до крупности 90% класса минус 0,1 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 20%, исходной концентрации серной кислоты 20 г/дм 3 с поддержанием концентрации серной кислоты на уровне 10 г/дм 3 в течение 30 минут. Для выщелачивания использовался рафинат экстракции и отработанный электролит. Кек выщелачивания обезвоживался на вакуумном фильтре и промывался на ленточном фильтре рафинатом экстракции и водой.

Флотационное обогащение кека сернокислотного выщелачивания проводили при рН 5,0 с использованием в качестве собирателей бутилового ксантогената калия и диэтилдитиокарбамата натрия (ДЭДТК) в количестве на 16% меньше, чем для флотации измельченного кека выщелачивания медной руды крупностью 1-4 мм. В результате флотационного обогащения извлечение меди в суммарный сульфидный медный концентрат составило 95,1%. Известь для флотационного обогащения не использовалась, которая при щелочной флотации кека выщелачивания расходуется в количестве до 1200 г/т руды.

Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды объединялись и осветлялись. Экстракцию меди из растворов проводили раствором органического экстрагента LIX 984N, электролизом меди из медьсодержащего раствора кислоты получали катодную медь. Сквозное извлечение меди из руды по способу составило 91,4%.

Медная руда Чинейского месторождения, содержащая 1,4% меди, в которых 54,5% находятся в окисленных минералах меди, дробилась и измельчалась до крупности 50% класса минус 0,074 мм, выщелачивалась в чане с перемешиванием при содержании твердой фазы 60%, исходной концентрации серной кислоты 40 г/дм 3 с использованием отработанного электролита. Пульпа выщелачивания обезвоживалась на вакуумном фильтре и промывалась на ленточном фильтре сначала отработанным электролитом и рафинатом экстракции, затем водой. Кек выщелачивания без доизмельчения обогащали флотацией при рН 3,0 с использованием ксантогената и аэрофлота с расходом (общий расход 200 г/т) более низким, чем при флотации руды (расход собирателя 350-400 г/т). Извлечение меди в сульфидный медный концентрат составило 94,6%.

Жидкая фаза выщелачивания и промывные воды кека выщелачивания объединялись и осветлялись. Экстракцию меди из растворов проводили раствором органического экстрагента LIX, электроэкстракцией меди из медьсодержащего раствора кислоты получали катодную медь. Сквозное извлечение меди из руды в товарные продукты составило 90,3%.

1. Способ переработки смешанных медных руд, включающий дробление и измельчение руды, выщелачивание измельченной руды раствором серной кислоты с концентрацией 10-40 г/дм 3 при перемешивании, содержании твердой фазы 10-70%, продолжительности 10-60 мин, обезвоживание и промывку кека выщелачивания руды, объединение жидкой фазы выщелачивания руды с промывными водами кека выщелачивания, освобождение объединенного медьсодержащего раствора от твердых взвесей, извлечение меди из медьсодержащего раствора с получением катодной меди и флотацию медных минералов из кека выщелачивания при значении рН 2,0-6,0 с получением флотационного концентрата.

2. Способ по п.1, в котором измельчение руды ведут до крупности, составляющей от 50-100% класса минус 0,1 мм, до 50-70% класса минус 0,074 мм.

3. Способ по п.1, в котором промывку кека выщелачивания осуществляют одновременно с его обезвоживанием путем фильтрования.

4. Способ по п.1, в котором объединенный медьсодержащий раствор освобождают от твердых взвесей осветлением.

5. Способ по п.1, в котором флотацию проводят с использованием нескольких из следующих собирателей: ксантогенат, диэтилдитиокарбамат натрия, дитиофосфат натрия, аэрофлот, сосновое масло.

6. Способ по п.1, в котором извлечение меди из медьсодержащего раствора проводят методом жидкостной экстракции и электролизом.

7. Способ по п.6, в котором рафинат экстракции, образующийся при жидкостной экстракции, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.

8. Способ по п.6, в котором отработанный электролит, образующийся при электролизе, используют для выщелачивания руды и для промывки кека выщелачивания.

Изобретение относится к металлургии меди, а именно к способам переработки смешанных медных руд, а также промпродуктов, хвостов и шлаков, содержащих окисленные и сульфидные минералы меди

В недрах земли есть довольно большое количество различных минералов, которые могут применяться для выпуска различных материалов. Довольно большое распространение имеет медная руда – она используется для переработки и получения различных веществ, которые применимы в промышленности. Стоит учитывать, что в подобной руде, в составе которой имеется медь, могут присутствовать и другие минералы. Рекомендуется использовать земляную породу, в состав которой входит не меньше 0,5-1% металла.

Классификация

Осуществляется добыча просто огромного количества самых различных медных руд. Классификация проводится по их происхождению. Выделяют следующие группы медных руд:

1. Колчеданная получила довольно большое распространение. Порода представлена соединением железа и меди, имеет большое количество различных вкраплений и прожилок других примесей.
2. Стратиформная представлена сочетанием медных сланцев и песчаников. Подобного рода порода также получила большое распространение, так как представлена крупным месторождением. Основными характеристиками можно назвать простую пластовую форму, а также равномерное распределение всех полезных компонентов. За счет этого медная порода подобного типа наиболее востребована, так как позволяет обеспечить производительность на одном уровне.
3. Медно-никелевая. Эта руда характеризуется массивным вкраплением текстуры кобальта и золота, а также платиноидов. Месторождения находятся в жильной и пластовой форме.
4. Медно-порфировая или гидротермальная. Подобного рода месторождения медной руды имеют в своем составе большую концентрацию серебра и золота, селена и других химических веществ. Кроме этого, все полезные вещества находятся в более высокой концентрации, за счет чего порода востребована. Встречается она крайне редко.
5. Карбонатовая. В эту группу входит железомедная и карбонатитовая руда. Стоит учитывать, что эта порода была найдена только на территории ЮАР. Разрабатываемый рудник относится к массивным щелочным породам.
6. Скарновая – группа, которая характеризуется локальным расположением в самых различных породах. Характерными свойствами можно назвать небольшие размеры и сложную морфологию. Стоит учитывать, что в данном случае руда, содержащая медь, имеет высокую концентрацию. Однако, металл распределен неравномерно. Разрабатываемые породы имеют концентрацию меди около трех процентов.

Медь практически не встречается, к примеру, как золото, в виде массивных самородков. Наиболее крупным подобным образованием можно назвать месторождение в Северной Америке, масса которого составляет 420 тонн. При 250 видов меди только 20 из них получили широкое распространение в чистом виде, другие используются только в качестве легирующих элементов.

Месторождения медных руд

Медь считается наиболее распространенным металлом, который применяется в самых различных отраслях промышленности. Месторождения медной руды встречаются практически во всех странах. Примером можно назвать открытие месторождения в Аризоне и Неваде. Также добычей медной руды занимаются на Кубе, где распространены залежи оксида. В Перу проводят добычу хлоридных образований.

Применение добытой медной смеси связано с получением различных металлов. Выделяют две основные технологи производства меди:

1. гидрометаллургическая;
2. пирометаллургическая.

Второй метод предусматривает огневое рафинирование металла. За счет этого руда может обрабатываться практически в любом объеме. Кроме этого, воздействие огня позволяет выделять из породы практически все полезные вещества. Пирометаллургическая технология применяется для выделения меди из породы, которая имеет низкую степень обогащения металлом. Гидрометаллургический метод применяется исключительно для обработки окисленной и самородной породы, которые также имеют низкую концентрацию меди.

В заключение отметим, что медь сегодня включается практически во все сплавы. Ее добавление в качестве легирующего элемента позволяет изменить основные эксплуатационные качества.

Задача этих операций - полное или частичное раскрытие зерен золотосодержащих минералов, в основном, частиц самородного золота, и приведение руды в состояние, обеспечивающее успешное протекание последующих обогатительных и гидрометаллургических процессов. Операции дробления и особенно тонкого измельчения энергоемки, и расходы на них составляют значительную долю общих затрат на переработку руды (от 40 до 60 %). Поэтому нужно иметь в виду, что измельчение всегда нужно заканчивать на той стадии, когда окажутся достаточно вскрытыми для окончательного их извлечения или для промежуточной их концентрации.

Поскольку основной прием извлечения золота и серебра для большинства руд - гидрометаллургические операции, необходимая степень измельчения должна обеспечить возможность контакта растворов с раскрытыми зернами золотых и серебряных минералов. Достаточность вскрытия этих минералов для данной руды обычно определяется предварительными лабораторными технологическими испытаниями по извлечению благородных металлов. Для этого пробы руды подвергают технологической обработке после различной степени измельчения с одновременным определением извлечения золота и сопутствующего ему серебра.Ясно, что чем тоньше вкрапленность золота, тем глубже должно быть измельчение. Для руд с крупным золотом обычно бывает достаточно грубого измельчения (90% класса -0,4 мм). Но поскольку в большинстве руд наряду с крупным золотом присутствует и мелкое, чаще всего руды измельчают более тонко (до -0,074 мм).. В отдельных случаях руду приходится подвергать еще более тонкому измельчению (до 0,044 мм).

Экономически целесообразную степень измельчения устанавливают с учетом ряда факторов;

1) степени извлечения металла из руды;

2) возрастанию расхода реагентов при более интенсивном измельчении;

3) затратам на дополнительное измельчение при доведении руды до заданной крупности;

4) ухудшению сгущаемости и фильтруемости тонкоизмельченных руд и связанных с этим дополнительных расходов на операции сгущения и фильтрования.

Схемы дробления и измельчения варьируют в зависимости от вещественного состава руд и их физических свойств. Как правило, руду вначале подвергают крупному и среднему дроблению в щековых и конусных дробилках с поверочным грохочением. Иногда применяют третью стадию мелкого дробления, осуществляемую в короткоконусных дробилках. После двухстадийного дробления обычно получают материал крупностью-20 мм, после трехстадийного крупность материала иногда снижается до 6 мм.

Дробленый материал поступает на мокрое измельчение, которое чаще всего осуществляют в шаровых и стержневых мельницах. Руды обычно имельчают в несколько стадий. Наибольшее распространение получило двухстадийное измельчение, причем, для первой стадии предпочитают использовать стержневые мельницы, которые дают более равномерный по крупности продукт с меньшим его переизмельчением.

В настоящее время на золотодобывающих предприятиях в цикле рудоподготовки большое распространение получило рудное и рудно-галечное самоизмельчение. При рудном самоизмельчении измельчительной средой являются неклассифицированные по крупности куски самой измельчаемой руды, предусмотрен только некоторый контроль за верхним размером кусков. В случае рудно-галечном самоизмельчении измельчительной средой является специально выделенная по крупности и прочности фракция кусков измельчаемой руды (галя).

Рудное самоизмельчение осуществляется в воздушной или водной среде в специальных мельницах, у которых по сравнению с обычными шаровыми мельницами соотношение диаметра к длине мельницы увеличено. Так как измельчительное действие кусков руды хуже, чем стальных шаров, диаметр мельниц самоизмельчения достигает 5,5-11,0 м.

Для сухого самоизмельчения применяют мельницу Аэрофол. Она представляет собой короткий барабан, установленный на массивном фундаменте. На внутренней поверхности барабана вдоль ее образующей установлены на некотором расстоянии одна от другой полки из двутавровых балок или рельсов, которые при вращении барабана поднимают куски руды. Падая, куски дробят находящуюся внизу руду, и кроме того, ударяясь о полки при падении, крупные куски раскалываются. На торцевых крышках барабана укреплены направляющие кольца треугольного сечения, назначение которых сводится к направлению кусков в середину барабана. Скорость вращения мельницы составляет 80-85 % критической.

Измельчение руд в мельницах Аэрофол обеспечивает получение более однородного по крупности продукта по сравнению с измельчением в обычных шаровых мельницах. В мельницах Аэрофол снижается переизмельчение руды, что улучшает фильтруемость и сгущаемость получаемых пульп. После измельчения в этих мельницах улучшаются также показатели гидрометаллургической обработки: снижается расход реагентов (цианида) на 35%, повышается извлечение золота (до 4%). Сухое бесшаровое измельчение золотых руд в ряде случаев экономичнее. Однако, оно предъявляет жесткие требования к содержанию влаги в руде (не более 1,5-2 %). Повышение влажности резко снижает эффективность процессов измельчения и классификации. Кроме того, сухое измельчение сопровождается большим пылеобразованием, что требует развитой системы пылеувлавливаиия и ухудшает условия труда Поэтому более распространенным является самоизмельчение в водной среде.

Мокрое рудное самоизмельчение осуществляется в мельницах Каскад. Эта мельница имеет короткий барабан с коническими торцевыми крышками. Пустотелыми цапфами и барабан опирается на подшипники. Руда из мельницы разгружается через решетку. Мельницы Каскад работают в замкнутом цикле с механическим классификатором или гидроциклонами.

Рудно-галечное самоизмельчение осуществляется, как правило, в водной среде. Конструкции рудно-галечных и шаровых мельниц с разгрузкой через решетку схожи.

Крупность рудной гали, используемой в качестве измельчительной среды, определяется стадией измельчения. На первой стадии измельчения обычно используют гали крупностью -300+100 мм, на второй - 100+25 мм. Отсев гали выполняют на грохотах. Форма гали для измельчения не имеет значения.

В схемах обработки золотых руд значительное место занимают операции классификации измельченного материала по крупности. В последнее время на большинстве золотоизвлекательных фабрик в качестве классифицирующего аппарата на всех стадиях обработки, в том числе и в замкнутом цикле первичного измельчения, вместо спиральных, реечных и чашевых классификаторов широкое распространение получили гидроциклоны разных конструкций. Грубую классификацию продуктов мельниц в ряде случаев осуществляют грохочением в барабанных грохотах, смонтированных на разгрузочных концах мельниц.

Золотые руды перед гидрометаллургической обработкой или обогащением флотацией обесшламливают, если шламы обеднены золотом и отрицательно влияют на технологические операции. Для обесшламли-вання используют гидроциклоны или сгустители. Такими приемами иногда удаляется в отвал до 30-40 % резко обедненного материала, что не только улучшает технологические показатели, но и сокращает объем аппаратуры для проведения последующих операций.

Сортировка и первичное обогащение крупнокусковой руды

Обычно в добытой горной массе наряду с кусками золотосодержащей руды находятся и куски пустой породы, исключение которой из последующей переработки может значительно улучшить технико-экономические показатели.

Для вывода пустой породы применяют иногда ручную сортировку. При этом из горной массы либо удаляют пустую породу, либо выделяют рудную фракцию, обогащенную золотом. Общим правилом сортировки является , что выводимая порода по содержанию золота не должна быть богаче хвостов золотоизвлекательной фабрики.

Обычно рудную сортировку применяют для материала крупнее 40-5С мм. Сортировочным конвейерным лентам для улучшения осмотра кусков придают вибрирующее движение. Однако ручная сортировка руд трудоемкий и малопроизводительный процесс. Поэтому в настоящее время ее не применяют (за исключением нескольких предприятий в ЮАР).

В последние годы достижения науки и техники позволили взамен ручной сортировки использовать более рациональные и экономически целесообразные методы предварительного обогащения относительно крупной кусковой руды, в частности, процесс обогащения в тяжелых средах, полностью механизированный и достаточно простой по оформлению. Наиболее перспективно применение обогащения в тяжелых средах к сульфидным рудам, в которых связано только с сульфидами, равномерно распределено, и его содержание в обогащенном сырье практически пропорционально содержанию сульфидов. Поэтому при обогащении в тяжелых средах вместе с сульфидами концентрируется в тяжелых фракциях; в легкие фракции отходят вмещающие породы, почти не минерализованные для этой группы золотосодержащих руд.

Завод по переработке медной руды в горнодобывающей, обогатительной, плавки, Рафинирования и литья

Дробильно-сортировочный комплекс для переработки медной руды

Медный завод по переработке руды-это дробильная установка специально разработана для дробления медной руды. Когда медные руды выйди из земли, она загружается в 300-тонного грузовика для транспортировки дробилки. Полный меди дробления завода включает в себя дробилки челюсти как основной дробилкой, роторная дробилка и конусная дробилка. После раздавлен, медной руды должны быть отсеяны по размеру путем просеивания машины и распространения классифицированной руды к серии транспортеры, для перевозки в мельницу для дальнейшей обработки.

Комплекс для переработки медной руды

Процесс извлечения меди из медной руды колеблется в зависимости от типа руды и требуемой чистоты конечного продукта. Каждый процесс состоит из нескольких этапов, в которых нежелательные материалы, которые физически или химически удалить, а концентрация меди постепенно повышается.

Во-первых медные руды с открытого карьера разрушается, загружается и транспортируется к первичной дробилки. Затем руда измельчается и экранированные, с тонкой сульфидные руды (< 0.5 мм) собирается пенной флотации клеток для восстановления меди. Крупные частицы руды идет в кучного выщелачивания, где меди подвергается разбавленного раствора серной кислоты, чтобы растворить медь.

Затем щелочным раствором, содержащим растворенную медь подвергается процесс, называемый экстракции растворителем (SX). SX процесс концентратов и очищает раствора выщелачивания меди, поэтому медь могут быть восстановлены при высокой эффективности электрического тока путем электролиза клеток. Она делает это путем добавления химического реагента в SX танков, которое избирательно связывается с и извлекает медь, легко отделяется от меди, восстановление столько реагента, как это возможно для повторного использования.

Концентрированного раствора меди растворяется в серной кислоте и отправили в электролитических ячеек для восстановления медных плит. От медных катодов, он изготовлен на провода, приборы и т.д.

SBM может предложить типы дробилках, грохочение и измельчение машина, флотационная установка для медной руды, завод по переработке в США, Замбии, Канады, Австралии, Кении, Южной Африке, Папуа-Новая Гвинея и Конго.