Lavorazione della frantumazione di escavazione del minerale di rame.  Minerale di rame.  Flottazione del minerale di rame-zinco

Lavorazione della frantumazione di escavazione del minerale di rame. Minerale di rame. Flottazione del minerale di rame-zinco

Il minerale di rame ha una composizione diversa, che influisce sulle sue caratteristiche qualitative e determina la scelta del metodo di arricchimento della materia prima. La composizione della roccia può essere dominata da solfuri, rame ossidato e una quantità mista di componenti. Allo stesso tempo, in relazione al minerale estratto nella Federazione Russa, viene utilizzato il metodo di arricchimento per flottazione.

La lavorazione del minerale di rame solfuro di tipo diffuso e continuo, che contiene non più di un quarto di rame ossidato, viene effettuata in Russia negli impianti di lavorazione:

  • Balkhash;
  • Dzhezkazganskaja;
  • Sredneuralskaya;
  • Krasnourskaya.

La tecnologia di lavorazione delle materie prime viene selezionata in base al tipo di materia prima.

Il lavoro con minerali disseminati comporta l'estrazione di solfuri dalla roccia e il loro trasferimento a concentrati impoveriti utilizzando composti chimici: agenti espandenti, idrocarburi e xantato. Viene utilizzata principalmente la macinazione piuttosto grossolana della roccia. Dopo la lavorazione, il concentrato scadente e la crusca subiscono un ulteriore processo di macinazione e pulitura. Durante la lavorazione, il rame viene rilasciato da contaminazioni con pirite, quarzo e altri minerali.

L'omogeneità del minerale porfirato fornito per la lavorazione garantisce la possibilità della sua flottazione presso grandi imprese di concentrazione. Alto livello la produttività consente di ottenere una riduzione del costo della procedura di arricchimento, nonché di accettare minerale con un basso contenuto di rame (fino allo 0,5%) per la lavorazione.

Schemi del processo di flottazione

Il processo di flottazione stesso è costruito secondo diversi schemi di base, ognuno dei quali differisce sia per il livello di complessità che per il costo. Lo schema più semplice (più economico) prevede il passaggio a un ciclo di lavorazione del minerale aperto (nella 3a fase di frantumazione), la macinazione del minerale all'interno di una fase, nonché una successiva procedura di riaffilatura con un risultato di 0,074 mm.

Durante il processo di flottazione, la pirite contenuta nel minerale viene sottoposta a depressione, lasciando nei concentrati un sufficiente livello di zolfo, necessario per la successiva produzione di scoria (matte). Per la depressione viene utilizzata una soluzione di calce o cianuro.

I minerali di solfuro solido (piriti rameose) si distinguono per la presenza di una quantità significativa di minerali contenenti rame (solfati) e pirite. I solfuri di rame formano film sottili (covellite) sulla pirite, mentre, a causa della complessità Composizione chimica la galleggiabilità di tale minerale è alquanto ridotta. Per processo efficiente l'arricchimento richiede un'attenta macinazione della roccia per facilitare il rilascio di solfuri di rame. È interessante notare che in un certo numero di casi, la macinazione completa è priva di fattibilità economica. Si tratta di situazioni in cui il concentrato di pirite sottoposto al processo di tostatura viene utilizzato nella fusione in altoforno per estrarre metalli preziosi.

La flottazione viene eseguita durante la creazione di un mezzo alcalino ad alta concentrazione. Nel processo, vengono utilizzate le seguenti proporzioni:

  • lime;
  • xantato;
  • flotteoil.

La procedura è piuttosto energivora (fino a 35 kWh/t), il che aumenta i costi di produzione.

Anche il processo di macinazione del minerale è complesso. Come parte della sua implementazione, viene fornita l'elaborazione multistadio e multistadio del materiale sorgente.

Arricchimento di minerale di tipo intermedio

La lavorazione del minerale con un contenuto di solfuro fino al 50% è simile nella tecnologia all'arricchimento del minerale di solfuro solido. La differenza è solo il grado della sua macinatura. Il materiale di una frazione più grossolana è accettato per la lavorazione. Inoltre, la separazione della pirite non richiede la preparazione di un mezzo con un contenuto alcalino così elevato.

La flottazione collettiva seguita dall'elaborazione selettiva viene praticata presso il concentratore Pyshminskaya. La tecnologia consente di utilizzare lo 0,6% di minerale per ottenere il 27% di concentrato di rame con successivo recupero di oltre il 91% di rame. I lavori vengono eseguiti in ambiente alcalino con diversi livelli di intensità in ogni fase. Lo schema di elaborazione consente di ridurre il consumo di reagenti.

Tecnologia dei metodi di arricchimento combinato

Vale la pena notare che il minerale con un basso contenuto di impurità di argilla e idrossido di ferro si presta meglio al processo di arricchimento. Il metodo di flottazione consente di estrarne fino all'85% di rame. Se parliamo di minerali refrattari, l'uso di metodi di arricchimento combinato più costosi, ad esempio la tecnologia di V. Mostovich, diventa più efficace. La sua applicazione è rilevante per l'industria russa, poiché la quantità di minerale refrattario è una parte significativa della produzione totale di minerale di rame.

Il processo tecnologico prevede la frantumazione delle materie prime (granulometria fino a 6 mm) seguita dall'immersione del materiale in una soluzione di acido solforico. Ciò consente la separazione di sabbia e fanghiglia e il rame libero di entrare in soluzione. La sabbia viene lavata, lisciviata, passata attraverso un classificatore, frantumata e fatta galleggiare. La soluzione di rame viene unita ai fanghi e quindi sottoposta a lisciviazione, cementazione e flottazione.

Nel lavoro secondo il metodo Mostovich viene utilizzato acido solforico e componenti precipitanti. L'uso della tecnologia risulta essere più costoso rispetto al funzionamento secondo lo schema di galleggiamento standard.

L'utilizzo di uno schema alternativo di Mostovich, che prevede il recupero del rame dall'ossido con flottazione dopo la frantumazione del minerale trattato termicamente, consente di ridurre in qualche modo i costi. Ridurre il costo della tecnologia consente l'uso di carburante poco costoso.

Flottazione del minerale di rame-zinco

Il processo di flottazione del minerale di rame-zinco richiede molta manodopera. Le difficoltà sono spiegate dalle reazioni chimiche che si verificano con materie prime multicomponente. Se la situazione è in qualche modo più semplice con il minerale di rame-zinco solfuro primario, la situazione in cui sono iniziate le reazioni di scambio con il minerale già nel deposito stesso può complicare il processo di arricchimento. Condurre la flottazione selettiva, quando nel minerale sono presenti rame disciolto e pellicole di cavellina, può diventare impossibile. Molto spesso, un'immagine del genere si verifica con il minerale estratto dagli orizzonti superiori.

Nell'arricchimento del minerale degli Urali, che è piuttosto povero in termini di rame e zinco, viene utilizzata efficacemente la tecnologia della flottazione sia selettiva che collettiva. Allo stesso tempo, il metodo di lavorazione combinata del minerale e lo schema di arricchimento selettivo collettivo sono sempre più utilizzati nelle principali imprese del settore.

Il minerale estratto nella maggior parte dei casi è una miscela di pezzi di varie dimensioni, in cui i minerali sono strettamente interconnessi, formando una massa monolitica. La dimensione del minerale dipende dal tipo di estrazione e, in particolare, dal metodo di brillamento. Durante l'estrazione a cielo aperto, i pezzi più grandi hanno un diametro di 1-1,5 m, mentre l'estrazione sotterranea è leggermente più piccola.
Per separare i minerali l'uno dall'altro, il minerale deve essere frantumato e macinato.
Per liberare i minerali dalla crescita reciproca, nella maggior parte dei casi è necessaria una macinazione fine, ad esempio fino a -0,2 mm e più fine.
Il rapporto tra il diametro dei pezzi più grandi di minerale (D) e il diametro del prodotto frantumato (d) è chiamato grado di frantumazione o grado di macinazione (K):

Ad esempio, a D = 1500 mm e d = 0,2 mm.

K \u003d 1500 ÷ 0,2 \u003d 7500.


La frantumazione e la macinazione vengono solitamente eseguite in più fasi. In ogni fase vengono utilizzati frantoi e mulini di vario tipo, come riportato in tabella. 68 e nella fig. uno.




La frantumazione e la macinazione possono essere asciutte e umide.
A seconda del grado di macinazione praticabile finale in ciascuna fase, viene scelto il numero di fasi Se il grado di macinazione richiesto è K e nelle singole fasi - k1, k2, k3 ..., quindi

Il grado complessivo di macinazione è determinato dalla dimensione del minerale originale e dalla dimensione del prodotto finale.
La frantumazione è più economica, più fine è il minerale estratto. Maggiore è il volume della benna dell'escavatore per l'estrazione mineraria, maggiore è il minerale estratto, il che significa che le unità di frantumazione dovrebbero essere utilizzate in grandi dimensioni, il che non è economicamente redditizio.
Il grado di frantumazione viene scelto in modo tale che il costo dell'attrezzatura e i costi operativi siano i più bassi. La dimensione dello spazio di carico dovrebbe essere maggiore del 10-20% per i frantoi a mascelle rispetto alla dimensione trasversale dei pezzi di minerale più grandi, per i frantoi conici e a cono dovrebbe essere uguale a un pezzo di minerale o leggermente più grande. Il calcolo delle prestazioni del frantoio selezionato si basa sulla larghezza della fessura di scarico, tenendo conto del fatto che il prodotto frantumato contiene sempre pezzi di minerale da due a tre volte più grandi della fessura selezionata. Per ottenere un prodotto con una granulometria di 20 mm è necessario scegliere un frantoio a cono con luce di scarico di 8-10 mm. Con una piccola ipotesi, si può presumere che le prestazioni dei frantoi siano direttamente proporzionali alla larghezza della fessura di scarico.
I frantoi per piccoli stabilimenti vengono scelti in base al lavoro in un turno, per stabilimenti di media produttività - in due, per grandi stabilimenti, quando sono installati più frantoi nelle fasi di frantumazione media e fine - in tre turni (sei ore ciascuno).
Se, con una larghezza minima della bocca corrispondente alla dimensione dei pezzi di minerale, il frantoio a mascelle può fornire la produttività richiesta in un turno e il frantoio conico sarà sottocarico, viene scelto un frantoio a mascelle. Se il frantoio a cono con uno spazio di carico pari alla dimensione dei pezzi di minerale più grandi viene fornito con lavoro per un turno, allora si dovrebbe dare la preferenza al frantoio a cono.
Nell'industria mineraria, i rulli vengono installati raramente, vengono sostituiti da frantoi a cono corto. Per la frantumazione morbida, ad esempio, dei minerali di manganese e dei carboni, vengono utilizzati rulli dentati.
Per l'anno scorso Relativamente diffusi sono i frantoi ad urto, il cui principale vantaggio è l'elevato grado di macinazione (fino a 30) e la selettività di frantumazione dovuta alla spaccatura di pezzi di minerale lungo i piani di crescita minerale e lungo i punti più deboli. A tavola. 69 mostra i dati comparativi dei frantoi ad urto e dei frantoi a mascelle.

I frantoi ad urto vengono installati per la preparazione del materiale nelle officine metallurgiche (frantumazione di calcare, minerali di mercurio per il processo di tostatura, ecc.). Mekhanobrom ha testato un prototipo del frantoio inerziale a 1.000 giri/min di HM che raggiunge un rapporto di frantumazione di circa 40 e consente una frantumazione fine con un'elevata resa di fini. Il frantoio con un diametro del cono di 600 mm sarà messo in produzione in serie. Insieme a Uralmashzavod, è in fase di progettazione un frantoio per campioni con un diametro del cono di 1650 mm.
La macinazione, sia a secco che ad umido, viene effettuata principalmente in mulini a tamburo. Forma generale mulini a scarico finale è mostrato in fig. 2. Le dimensioni dei mulini a tamburo sono definite come il prodotto di DxL, dove D è il diametro del tamburo, L è la lunghezza del tamburo.
Volume del mulino

Una breve descrizione dei mulini è riportata in Tab. 70.

La produttività del mulino in unità di peso di un prodotto di una certa dimensione o classe per unità di volume per unità di tempo è chiamata produttività specifica. Di solito è dato in tonnellate per 1 m3 all'ora (o al giorno). Ma l'efficienza della cartiera può essere espressa anche in altre unità, come tonnellate di prodotto finito per kWh o kWh (consumo energetico) per tonnellata di prodotto finito. Quest'ultimo è usato più spesso.

La potenza consumata dal mulino è composta da due grandezze: W1 - la potenza consumata dal mulino a vuoto, senza caricamento con mezzo di frantumazione e minerale; W2 - potenza per sollevare e ruotare il carico. W2 - potenza produttiva - viene spesa per la macinazione e le perdite di energia ad essa associate.
Consumo energetico totale

Minore è il rapporto W1/W, cioè maggiore è il valore relativo W2/W, più efficiente è il funzionamento del mulino e minore è il consumo di energia per tonnellata di minerale; W/T, dove T è la capacità del mulino. La massima produttività del mulino in queste condizioni corrisponde alla massima potenza consumata dal mulino. Poiché la teoria del funzionamento dei mulini non è sufficientemente sviluppata, le condizioni operative ottimali del mulino vengono trovate empiricamente o determinate sulla base di dati pratici, a volte contraddittori.
La produttività specifica dei mulini dipende dai seguenti fattori.
Velocità di rotazione del tamburo del mulino. Quando il mulino ruota, sfere o aste sotto l'influenza della forza centrifuga

mv2/R = mπ2Rn2/30,


dove m è la massa della palla;
R - raggio di rotazione della palla;
n è il numero di giri al minuto,
vengono premuti contro la parete del tamburo e, in assenza di scivolamento, si alzano con la parete fino a una certa altezza, finché non si staccano dalla parete sotto l'influenza della gravità mg e volano lungo la parabola, quindi cadono sulla parete del tamburo con il minerale e, all'impatto, esegue il lavoro di frantumazione. A Ho si può dare un numero di giri tale che le sfere di He si staccheranno dal muro (mv2/R>mg) e cominceranno a ruotare insieme ad esso.
La velocità minima di rotazione alla quale le palline (in assenza di scivolamento) non si staccano dalla parete è detta velocità critica, il corrispondente numero di giri è detto numero critico di giri ncr. Nei libri di testo puoi trovare

dove D è il diametro interno del tamburo;
d è il diametro della sfera;
h è lo spessore del rivestimento.
La velocità operativa del mulino è solitamente determinata come percentuale del critico. Come si può vedere dalla figura. 3, la potenza consumata dal molino aumenta con l'aumentare della velocità di rotazione oltre quella critica. Di conseguenza, anche la produttività del mulino dovrebbe aumentare. Quando si opera ad una velocità superiore a quella critica in un mulino con rivestimento liscio, la velocità del tamburo del mulino è superiore alla velocità delle sfere adiacenti alla superficie del tamburo: le sfere scorrono lungo la parete, ruotando attorno al loro asse, abradere e frantumare il minerale. Con un rivestimento con sollevatori e antiscivolo, il massimo consumo di energia (e produttività) viene spostato verso velocità di rotazione inferiori.

Nella pratica moderna, i mulini più comuni con una velocità di rotazione del 75-80% del critico. Secondo gli ultimi dati pratici, a causa dell'aumento dei prezzi dell'acciaio, i laminatoi vengono installati a una velocità inferiore (velocità lenta). Quindi, nella più grande fabbrica di molibdeno Climax (USA) macina 3,9x3,6 M con un motore da 1000 CV. Insieme a. operare ad una velocità del 65% della critica; nel nuovo stabilimento di Pima (USA) la velocità di rotazione del mulino a barre (3,2x3,96/1) ea sfere (3,05x3,6 m) è pari al 63% di quella critica; nello stabilimento del Tennessee (USA), il nuovo mulino a sfere ha una velocità del 59% del critico e il laminatoio per barre funziona a una velocità insolitamente elevata per i mulini per barre: il 76% del critico. Come si vede in fig. 3, un aumento della velocità fino al 200-300% può fornire un aumento della produttività dei mulini di diverse volte a volume invariato, ma ciò richiederà un miglioramento costruttivo dei mulini, in particolare cuscinetti, rimozione delle coclee, ecc. .
Ambiente schiacciante. Per la macinazione nei mulini vengono utilizzate barre di acciaio al manganese, sfere di acciaio forgiato o fuso o ghisa legata, ciottoli di minerale o quarzo. Come si vede in fig. 3, maggiore peso specifico mezzi di frantumazione, maggiori sono le prestazioni del mulino e minore è il consumo di energia per tonnellata di minerale. Minore è il peso specifico delle sfere, maggiore deve essere la velocità di rotazione del mulino per ottenere la stessa produttività.
La dimensione dei corpi di frantumazione (dsh) dipende dalla dimensione di alimentazione del mulino (dp) e dal suo diametro D. Approssimativamente dovrebbe essere:


Più piccolo è il cibo, più piccole possono essere utilizzate le palline. In pratica, sono note le seguenti dimensioni di sfere: per minerale 25-40 mm = 100, meno spesso, per minerale duro - 125 mm e per minerale morbido - 75 mm; per minerale - 10-15 mm = 50-65 mm; nella seconda fase di rettifica con una pezzatura di 3 mm dsh = 40 mm e nel secondo ciclo con una pezzatura di 1 mm dsh = 25-30 mm; per la macinazione di concentrati o cruschello si utilizzano sfere non più grandi di 20 mm o ciottoli (minerale o quarzo) - 100 + 50 mm.
Nei mulini per barre, il diametro delle barre è solitamente di 75-100 mm. La quantità richiesta di mezzo di frantumazione dipende dalla velocità di rotazione del mulino, dal metodo di scarico e dalla natura dei prodotti. Tipicamente, ad una velocità di rotazione del mulino del 75-80% del carico critico, viene riempito il 40-50% del volume del mulino. Tuttavia, in alcuni casi, ridurre il carico delle sfere è più efficiente non solo dal punto di vista economico, ma anche tecnologico: fornisce una macinazione più selettiva senza formazione di fanghi. Così, nel 1953, nello stabilimento di Copper Hill (USA), il volume di carico delle sfere è stato ridotto dal 45 al 29%, per cui la produttività del mulino è aumentata da 2130 a 2250 tonnellate, il consumo di acciaio è diminuito da 0,51 a 0,42 kg / t ; il contenuto di rame negli sterili è diminuito dallo 0,08% allo 0,062% a causa di una migliore macinazione selettiva dei solfuri e di una ridotta eccessiva macinazione della roccia di scarto.
Il fatto è che ad una velocità di rotazione del mulino del 60-65% di quella critica in un mulino con scarico centrale, con un piccolo volume di carico delle palline, si crea uno specchio relativamente calmo del flusso di polpa che si muove verso lo scarico, il che non è agitato dalle palle. Da questo flusso, le particelle di minerale grosso e pesante si depositano rapidamente in una zona piena di sfere e vengono frantumate, mentre le particelle leggere fini e grandi rimangono nel flusso e vengono scaricate senza avere il tempo di essere macinate. Quando si carica fino al 50% del volume del mulino, l'intera polpa viene miscelata con palline e le particelle fini vengono macinate.
Metodo di scarico del mulino. Tipicamente, i mulini vengono scaricati dall'estremità opposta a quella di carico (salvo rare eccezioni). Lo scarico può essere alto - al centro dell'estremità (scarico centrale) attraverso un perno cavo, o basso - attraverso una griglia inserita nel mulino dall'estremità di scarico, e la polpa che è passata attraverso la griglia viene sollevata da sollevatori e anche scaricato attraverso un perno cavo. In questo caso parte del volume del mulino occupato dalla griglia e dai sollevatori (fino al 10% del volume) non viene utilizzato per la macinazione.
Il mulino con uno scarico centrale a livello dello scarico è riempito di polpa con battiti. peso D. Palle con ud. pesando b in una tale polpa diventano più leggeri in battiti. il peso. polpa: δ-Δ. cioè, il loro effetto schiacciante diminuisce e maggiore è, minore è δ. Nei mulini a bassa portata i vapori in caduta non sono immersi nella barbottina, quindi il loro effetto di frantumazione è maggiore.
Di conseguenza, la produttività dei mulini a griglia è maggiore di δ/δ-Δ volte, cioè con sfere di acciaio - di circa il 15-20%, con macinazione di minerale o ciottoli di quarzo - del 30-40%. Pertanto, passando dallo scarico centrale allo scarico attraverso una griglia, la produttività dei mulini nello stabilimento di Castle Dome (USA) è aumentata del 12%, a Kirovskaya - del 20%, a Mirgalimsayskaya - del 18%.
Questa posizione vale solo per la molatura grossolana o la molatura in una fase. Nella macinazione fine con alimentazione fine, ad esempio, nella seconda fase della macinazione, la perdita di peso del corpo di frantumazione è meno importante e il vantaggio principale dei mulini a griglia scompare, mentre i loro svantaggi: utilizzo incompleto del volume, elevato consumo di acciaio, elevata riparazione costi - rimangono, il che rende preferibili frantoi con scarico centrale. Quindi, i test presso la fabbrica di Balkhash hanno dato risultati non a favore dei mulini a griglia; nello stabilimento del Tennessee (USA) l'aumento del diametro del perno di scarico non ha dato risultati migliori; nello stabilimento di Tulsiqua (Canada), quando la griglia è stata rimossa e il mulino è aumentato a causa di questo volume, la produttività è rimasta la stessa e il costo delle riparazioni e il consumo di acciaio sono diminuiti. Nella maggior parte dei casi è sconsigliabile mettere le macine a griglia nella seconda fase di macinazione, quando il lavoro per abrasione e frantumazione è più efficace (velocità di rotazione 60-65% di quella critica) rispetto al lavoro per urto (velocità 75-80% di quello critico).
Fodera del mulino. tipi diversi i rivestimenti sono mostrati in fig. quattro.
Nella molatura per abrasione ea velocità superiori a quelle critiche sono consigliabili i rivestimenti lisci; durante la rettifica per impatto - rivestimenti con sollevatori. Semplice ed economico in termini di consumo di acciaio è il rivestimento mostrato in fig. 4, g: gli interstizi tra le barre d'acciaio al di sopra delle doghe di legno sono riempiti con sferette che, sporgendo, proteggono le barre d'acciaio dall'usura. La produttività dei mulini è maggiore, il rivestimento più sottile e più resistente all'usura.
Durante il funzionamento, le sfere si consumano e diminuiscono di dimensioni, quindi i mulini vengono caricati con sfere di uno taglia più grande. In un mulino cilindrico, grandi sfere rotolano verso l'estremità di scarico, quindi l'efficienza del loro utilizzo diminuisce. Come hanno dimostrato i test, eliminando il rotolamento delle grosse sfere allo scarico, la produttività del mulino aumenta del 6%. Per eliminare il movimento delle sfere, sono stati proposti vari rivestimenti: a gradini (Fig. 4, h), a spirale (Fig. 4, i), ecc.
All'estremità di scarico dei mulini a barre, grossi pezzi di minerale, cadendo tra le barre, rompono la loro disposizione parallela rotolando sulla superficie di carico. Per eliminare questo, si dà al rivestimento la forma di un cono, ispessendolo verso l'estremità di scarico.
Dimensione del mulino. Con l'aumentare della quantità di minerali lavorati, aumenta la dimensione dei mulini. Se negli anni Trenta i mulini più grandi avevano dimensioni di 2,7x3,6 m, installati negli stabilimenti di Balkhash e Sredneuralsk, attualmente producono mulini a barre 3,5x3,65, 3,5x4,8 m, mulini a sfere 4x3,6 m, 3 ,6x4,2 m, 3,6x4,9, 4x4,8 m, ecc. I moderni mulini a barre passano a ciclo aperto fino a 9000 tonnellate di minerale al giorno.
Il consumo di energia e la produttività specifica Tud sono una funzione esponenziale della n - velocità di rotazione, espressa come percentuale della nk critica:

dove n è il numero di giri del mulino;
D è il diametro della fresa, k2 = T/42,4;
K1 - coefficiente dipendente dalle dimensioni del mulino e determinato sperimentalmente;
da qui


T - la produttività effettiva del mulino è proporzionale al suo volume ed è pari alla produttività specifica moltiplicata per il volume del mulino:

Secondo esperimenti a Outokumpu (Finlandia), m = 1,4, presso lo stabilimento di Sullivan (Canada) quando si lavora su un mulino a barre, m = 1,5. Se prendiamo m=1.4, allora

T = k4 n1.4 * D2.7 L.


A parità di giri la produttività dei mulini è direttamente proporzionale a L, ea parità di velocità come percentuale di quella critica è proporzionale a D2L.
Pertanto, è più vantaggioso aumentare il diametro dei mulini, piuttosto che la lunghezza. Pertanto, per i mulini a sfere, il diametro è solitamente più lunghezza. Nella frantumazione per impatto in mulini di diametro maggiore, il cui rivestimento è con sollevatori, quando le sfere vengono sollevate ad un'altezza maggiore, l'energia cinetica delle sfere è maggiore, quindi l'efficienza del loro utilizzo è maggiore. È anche possibile caricare sfere più piccole, che aumenteranno il loro numero e la produttività del mulino. Ciò significa che le prestazioni dei mulini con sfere piccole alla stessa velocità di rotazione aumentano più velocemente di D2.
Nei calcoli si presume spesso che la produttività aumenti in proporzione a D2,5, il che è esagerato.
Il consumo energetico specifico (kW*h/t) è inferiore a causa del fatto che diminuisce il rapporto W1/W, ovvero il consumo energetico relativo per il funzionamento a vuoto.
I mulini vengono selezionati in base alla produttività specifica per unità di volume del mulino, in base a una certa classe dimensionale per unità di tempo, o in base consumo specifico energia per tonnellata di minerale.
La produttività specifica è determinata sperimentalmente in un mulino pilota o, per analogia, sulla base di dati provenienti dalla pratica delle fabbriche di lavorazione con minerali della stessa durezza.
Con una dimensione dell'alimentazione di 25 mm e una macinazione di circa il 60-70% - 0,074 mm, il volume richiesto dei mulini è di circa 0,02 m3 per tonnellata di produzione giornaliera di minerale o di circa 35 volumi di mulino per 24 ore per classe - 0,074 mm per i minerali Zolotushinsky , Zyryanovsky . Dzhezkazgan, Almalyk, Kojaran, Altyn-Topkan e altri depositi. Per magnetite quarzite - 28 e / giorno per 1 m3 del volume del mulino per classe - 0,074 mm. I mulini a barre, durante la macinazione fino a - 2 mm o fino al 20% - 0,074 mm, passano 85-100 t / m3 e con minerali più morbidi (fabbrica di Olenegorsk) - fino a 200 m3 / giorno.
Consumo energetico durante la macinazione per tonnellata - 0,074 mm è 12-16 kWh / t, il consumo di rivestimento è 0,01 kg / t per acciaio al nichel e mulini con un diametro superiore a 0,3 g e fino a 0,25 /sg / g per acciaio al manganese in mulini più piccoli . Il consumo di sfere e barre è di circa 1 kg / t per minerali teneri o macinazione grossolana (circa 50% -0,74 mm); per minerali di media durezza 1,6-1,7 kg/t, per minerali duri e macinazione fine fino a 2-2,5 kg/t; il consumo di sfere in ghisa è 1,5-2 volte superiore.
La macinazione a secco viene utilizzata nella preparazione del combustibile di carbone polverizzato nell'industria del cemento e meno spesso nella macinazione di minerali, in particolare auriferi, uranio, ecc. In questo caso, la macinazione viene eseguita a ciclo chiuso con classificazione pneumatica ( figura 5).
Nell'industria del minerale negli ultimi anni sono stati utilizzati mulini corti di grande diametro (fino a 8,5 m) con classificazione ad aria per la macinazione a secco e il minerale viene utilizzato come mezzo di frantumazione e macinazione nella forma in cui è ottenuto dalla miniera - con una granulometria fino a 900 mm. Il minerale con una dimensione delle particelle di 300-900 mm viene immediatamente frantumato in una fase al 70-80% - 0,074 mm.

Questo metodo viene utilizzato per macinare i minerali d'oro nella fabbrica Rand ( Sud Africa); negli stabilimenti di Messina (Africa) e Goldstream (Canada), i minerali di solfuro vengono frantumati fino a una dimensione di flottazione - 85% - 0,074 mm. Il costo della macinazione in tali mulini è inferiore a quello dei mulini a sfere, mentre il costo della classificazione è la metà di tutti i costi.
Negli impianti di recupero dell'oro e dell'uranio, utilizzando tali mulini, è possibile evitare la contaminazione con il ferro metallico (abrasione delle sfere e del rivestimento); il ferro, assorbendo ossigeno o acido, compromette l'estrazione dell'oro e aumenta il consumo di acido nella lisciviazione dei minerali di uranio.
La macinazione selettiva dei minerali più pesanti (solfuri, ecc.) e l'assenza di formazione di fanghi porta ad un miglioramento del recupero del metallo, ad un aumento della velocità di sedimentazione durante l'ispessimento e della velocità di filtrazione (del 25% rispetto alla macinazione in mulini a sfere con classificazione) .
L'ulteriore sviluppo delle apparecchiature di macinazione, a quanto pare, seguirà il percorso della creazione di mulini a sfere centrifughi che svolgono contemporaneamente il ruolo di classificatore o lavorano a ciclo chiuso con classificatori (centrifughi), come i mulini esistenti.
La macinazione nei mulini vibranti appartiene al campo della macinazione ultrafine (vernici, ecc.). Il loro uso per la macinazione dei minerali He ha superato la fase sperimentale; Il volume maggiore di Bibromill testati è di circa 1 m3.

I minerali estratti dalle viscere della terra o le materie prime tecnogeniche nella maggior parte dei casi non possono essere utilizzati direttamente nella produzione metallurgica e quindi passano attraverso un complesso ciclo di operazioni successive. preparazione per altoforno. Si noti che quando il minerale viene estratto mediante estrazione a cielo aperto, a seconda della distanza tra i fori di esplosione e le dimensioni della benna dell'escavatore, la dimensione dei blocchi di grandi dimensioni minerale di ferro può raggiungere i 1000-1500 mm. Per miniere sotterranee taglia massima pezzo di solito non supera i 350 mm. In tutti i casi la materia prima estratta contiene anche una grande quantità di frazioni fini.

Indipendentemente dal successivo schema di preparazione del minerale per la fusione, tutto il minerale estratto attraversa, prima di tutto, la fase frantumazione primaria, poiché la dimensione di pezzi e blocchi di grandi dimensioni durante l'estrazione supera di gran lunga la dimensione di un pezzo di minerale, il massimo consentito in base alle condizioni della tecnologia di fusione dell'altoforno. Le condizioni tecniche per la grumosità, a seconda della riducibilità, prevedono le seguenti dimensioni massime dei pezzi di minerale: fino a 50 mm per i minerali di magnetite, fino a 80 mm per i minerali di ematite e fino a 120 mm per i minerali di ferro bruno. Il limite superiore della dimensione delle particelle dei pezzi di agglomerato non deve superare i 40 mm.

La figura 1 mostra le installazioni di frantumazione più comuni negli impianti di frantumazione e vagliatura. Gli schemi aeb risolvono lo stesso problema di frantumazione del minerale da

Figura 1. Schema di frantumazione del minerale di ferro
a - "aperto"; b - "aperto" con screening preliminare; c - "chiuso" con screening preliminare e di verifica

Allo stesso tempo, viene implementato il principio "non schiacciare nulla di superfluo". Gli schemi aeb sono caratterizzati dal fatto che la dimensione del prodotto frantumato non è controllata, cioè gli schemi sono "aperti". L'esperienza mostra che in un prodotto frantumato c'è sempre un piccolo numero di pezzi, la cui dimensione è leggermente maggiore di quella specificata. Nei circuiti "chiusi" ("chiusi"), il prodotto frantumato viene nuovamente inviato al vaglio per separare i pezzi non sufficientemente frantumati con il loro successivo ritorno al frantoio. Con schemi di frantumazione “chiusi” è garantito il rispetto del limite massimo di pezzatura del prodotto frantumato.

I tipi più comuni di frantoi sono:

  • conico;
  • frantoi a mascelle;
  • rullo;
  • martello.

Il dispositivo dei frantoi è mostrato in fig. 2. La distruzione di pezzi di minerale in essi contenuti avviene a seguito di forze e impatti di frantumazione, spaccatura, abrasione. Nel frantoio a mascelle Black, il materiale introdotto nel frantoio dall'alto viene frantumato dalle guance oscillanti 2 e fisse 1, e nel frantoio a cono McCouley, dai coni fissi 12 e rotanti interni 13. L'albero del cono 13 entra nell'eccentrico rotante 18. Nel frantoio a mascelle funziona solo una corsa della mascella mobile, durante la corsa inversa della mascella, parte del materiale frantumato ha il tempo di lasciare lo spazio di lavoro del frantoio attraverso la fessura di uscita inferiore.

Figura 2. Schemi strutturali dei frantoi
a - guancia; b - conico; c - a forma di fungo; g - martello; d - rotolare;
1 - guancia fissa con un asse di rotazione; 2 - guancia mobile; 3, 4 - albero eccentrico; 5 - biella; 6 - supporto incernierato della guancia distanziale posteriore; 7 - primavera; 8, 9 - meccanismo per regolare la larghezza della fessura di scarico; 10 - spinta del dispositivo di chiusura; 11 - letto; 12 - cono fisso; 13 - cono mobile; 14 - traversata; 15 - cerniera di sospensione del cono mobile; 16 - albero conico; 17 - albero motore; 18 - eccentrico; 19 - molla di smorzamento; 20 - anello di supporto; 21 - anello di regolazione; 22 - spinta del cono; 23 - rotore; 24 - piastre d'urto; 25 - griglia; 26 - martello; 27 - telaio principale; 28 - schiacciare i rulli

La capacità dei frantoi a mascelle più grandi non supera le 450-500 t/h. Tipici per i frantoi a mascelle sono i casi di pressatura dell'area di lavoro durante la frantumazione di minerali argillosi umidi. Inoltre, i frantoi a mascelle non devono essere utilizzati per la frantumazione di minerali con una struttura di un pezzo di ardesia, poiché le singole piastrelle, se il loro asse lungo è orientato lungo l'asse della fessura per l'erogazione del materiale frantumato, possono passare attraverso spazio di lavoro frantoi senza crollare.

L'alimentazione dei frantoi a mascelle con materiale deve essere uniforme, per cui l'alimentatore a piastre è installato dal lato della mascella fissa del frantoio. I frantoi a mascelle sono solitamente utilizzati per frantumare grandi pezzi di minerale (i = 3-8). Il consumo di elettricità per la frantumazione di 1 tonnellata di minerale di ferro in questi impianti può variare da 0,3 a 1,3 kWh.

In un frantoio a cono, l'asse di rotazione del cono interno non coincide con l'asse geometrico del cono fisso, cioè, in qualsiasi momento, la frantumazione del minerale avviene nella zona di avvicinamento delle superfici dei coni fissi interno ed esterno. Contemporaneamente, nelle restanti zone, il prodotto frantumato viene erogato attraverso l'intercapedine anulare tra i coni. Pertanto, la frantumazione del minerale in un frantoio a cono viene eseguita in continuo. La produttività ottenibile è di 3500-4000 t/h (i = 3-8) con consumo energetico per la frantumazione di 1 tonnellata di minerale 0,1-1,3 kWh.

frantoi a cono può essere utilizzato con successo per minerali di qualsiasi tipo, compresi quelli con una struttura a strati (platy) del pezzo, nonché per minerali argillosi. I frantoi a cono non necessitano di alimentatori e possono operare “sotto le macerie”, cioè con una zona di lavoro completamente riempita di minerale proveniente da un bunker posto sopra.

Il frantoio per funghi a cono corto Simons differisce dal frantoio a cono convenzionale in quanto ha una zona di erogazione del prodotto frantumato allungata, che assicura che il materiale sia completamente frantumato fino alla dimensione desiderata dei pezzi.

A frantoi a martelli la frantumazione del minerale viene effettuata principalmente sotto l'influenza di colpi su di essi da parte di martelli d'acciaio montati su un albero a rotazione rapida. Negli impianti metallurgici, il calcare viene frantumato in tali frantoi, che viene poi utilizzato nelle officine di sinterizzazione. I materiali fragili (ad es. coke) possono essere frantumati nei frantoi a rulli.

Dopo la frantumazione primaria, il minerale ricco a basso tenore di zolfo con una frazione > 8 mm può essere utilizzato dalle officine d'altoforno, frazione Alcune delle frazioni fini sono ancora assorbite dal forno, peggiorando notevolmente la permeabilità ai gas della colonna di carica, in quanto piccole particelle riempire lo spazio tra i pezzi più grandi. Va ricordato che la separazione dei fini dalla carica d'altoforno dà in tutti i casi un notevole effetto tecnico ed economico, migliorando l'andamento del processo, stabilizzando l'asportazione delle polveri ad un livello minimo costante, che a sua volta contribuisce al costante riscaldamento del forno e riducendo il consumo di coke.



I titolari del brevetto RU 2418872:

L'invenzione si riferisce alla metallurgia del rame, e in particolare ai metodi per la lavorazione di minerali di rame misti (ossidati con solfuro), nonché prodotti industriali, sterili e scorie contenenti minerali di rame ossidati e solforati. Il metodo per la lavorazione di minerali di rame misti include la frantumazione e la macinazione del minerale. Quindi, il minerale frantumato viene lisciviato con una soluzione di acido solforico con una concentrazione di 10-40 g/dm 3 con agitazione, contenuto in fase solida 10-70%, durata 10-60 minuti. Dopo la lisciviazione, viene eseguita la disidratazione e il lavaggio del panello di lisciviazione del minerale. Quindi la fase liquida della lisciviazione del minerale viene combinata con l'acqua di lavaggio e la soluzione contenente rame combinata viene liberata dalle sospensioni solide. Il rame viene recuperato dalla soluzione contenente rame per ottenere rame catodico. Dalla torta di lisciviazione, i minerali di rame vengono flottati a un valore di pH di 2,0-6,0 per ottenere un concentrato di flottazione. Il risultato tecnico consiste nell'aumentare l'estrazione del rame dal minerale in prodotti commerciabili, ridurre il consumo di reagenti per la flottazione, aumentare la velocità di flottazione e ridurre il costo della macinazione. 7 wp f-ly, 1 ill., 1 tab.

L'invenzione riguarda la metallurgia del rame, e in particolare i metodi per la lavorazione di minerali di rame misti (ossidati con solfuro), nonché prodotti intermedi, residui e scorie contenenti minerali di rame ossidati e solforati, e può anche essere utilizzata per la lavorazione di prodotti minerali di altri metalli non ferrosi.

La lavorazione dei minerali di rame viene effettuata mediante lisciviazione o arricchimento per flottazione, nonché utilizzando tecnologie combinate. La pratica mondiale della lavorazione dei minerali di rame mostra che il grado della loro ossidazione è il fattore principale che influenza la scelta degli schemi tecnologici e determina gli indicatori tecnologici, tecnici ed economici della lavorazione del minerale.

Per la lavorazione di minerali misti sono stati sviluppati e applicati schemi tecnologici che differiscono nei metodi utilizzati per estrarre il metallo dal minerale, metodi per estrarre il metallo dalle soluzioni di lisciviazione, una sequenza di metodi di estrazione, metodi per separare le fasi solide e liquide, fase organizzativa flussi e regole di layout. L'insieme e la sequenza dei metodi nello schema tecnologico è determinato in ciascun caso specifico e dipende, prima di tutto, dalle forme minerali del rame nel minerale, dal contenuto di rame nel minerale, dalla composizione e dalla natura dei minerali e dei minerali ospiti rocce.

Un noto metodo di estrazione del rame, che consiste nella frantumazione a secco del minerale fino a una granulometria di 2, 4, 6 mm, lisciviazione con classificazione, successiva flottazione della parte granulare del minerale e sedimentazione della frazione liquida del concentrato di rame con spugna di ferro dalla parte liquida del minerale (AS USSR N 45572, B03B 7/00, 31.01.36).

Lo svantaggio di questo metodo è la bassa estrazione di rame e la qualità del prodotto di rame, per migliorare il quale sono necessarie ulteriori operazioni.

Un metodo noto per la produzione di metalli, che consiste nel macinare il materiale di base a una dimensione della frazione superiore alla dimensione delle frazioni necessarie per la flottazione, lisciviazione con acido solforico in presenza di elementi di ferro, seguita dalla direzione dei residui solidi per la flottazione del rame depositato sui beni di ferro (DE 2602849 B1, C22B 3/02 , 30.12.80).

Un metodo simile è noto per la lavorazione di minerali di rame ossidati refrattari dal professor Mostovich (Mitrofanov S.I. et al. Processi combinati per la lavorazione di minerali di metalli non ferrosi, M., Nedra, 1984, p. 50), che consiste nella lisciviazione di minerali di rame ossidati con acido, cementazione di rame da soluzione di polvere di ferro, flottazione di cemento di rame da una soluzione acida per ottenere un concentrato di rame. Il metodo viene applicato per la lavorazione dei minerali ossidati refrattari del deposito di Kalmakir presso l'impianto di estrazione e fusione di Almalyk.

Gli svantaggi di questi metodi sono l'alto costo di implementazione dovuto all'uso di proprietà di ferro, che reagiscono con l'acido, aumentando il consumo sia di acido solforico che di proprietà di ferro; basso recupero di rame mediante cementazione con manufatti in ferro e flottazione di particelle di cemento. Il metodo non è applicabile per la lavorazione di minerali misti e la separazione per flottazione di minerali di solfuro di rame.

Il metodo più vicino al metodo rivendicato in termini di essenza tecnica è un metodo per la lavorazione di minerali di rame ossidati con solfuro (brevetto RF n. 2,0 ore di minerale frantumato con una soluzione di acido solforico con una concentrazione di 10-40 g / dm 3 con agitazione , contenuto di solidi del 50-70%, disidratazione e lavaggio del panello di lisciviazione, macinazione, combinazione della fase liquida di lisciviazione del minerale con acqua di lavaggio del panello di lisciviazione del minerale, rilascio da sospensioni solide ed estrazione del rame da una soluzione contenente rame per ottenere rame catodico e flottazione di minerali di rame da panello di lisciviazione frantumato in un mezzo alcalino con un reagente-regolatore per ottenere un concentrato di flottazione.

Gli svantaggi del metodo sono l'elevato consumo di reagenti-regolatori dell'ambiente per la flottazione in un mezzo alcalino, recupero di rame insufficientemente elevato durante la flottazione a causa di minerali di ossido di rame provenienti dopo la lisciviazione di particelle di grandi dimensioni, schermatura dei minerali di rame da parte del reagente- regolatore dell'ambiente, alto consumo di collettori per la flottazione.

L'invenzione raggiunge un risultato tecnico, che consiste nell'aumentare l'estrazione del rame dal minerale in prodotti commerciabili, ridurre il consumo di reagenti per la flottazione, aumentare la velocità di flottazione e ridurre il costo della macinazione.

Il risultato tecnico specificato è ottenuto mediante un metodo per la lavorazione di minerali di rame misti, compresa la frantumazione e la macinazione del minerale, la lisciviazione del minerale frantumato con una soluzione di acido solforico con una concentrazione di 10-40 g/dm 3 con agitazione, un contenuto di solidi di 10-70%, una durata di 10-60 minuti, disidratazione e lavaggio del panello di lisciviazione del minerale, combinando la fase liquida di lisciviazione del minerale con l'acqua di lavaggio del panello di lisciviazione, liberando la soluzione combinata contenente rame dalle sospensioni solide, estraendo il rame dal rame- soluzione portante per ottenere rame catodico e flottazione di minerali di rame dalla torta di lisciviazione a un valore di pH di 2,0-6,0 s ricevendo concentrato di flottazione.

Casi particolari di utilizzo dell'invenzione sono caratterizzati dal fatto che la macinazione del minerale viene effettuata a una granulometria dal 50-100% della classe meno 0,1 mm al 50-70% della classe meno 0,074 mm.

Inoltre, il lavaggio del panello di lisciviazione viene effettuato contemporaneamente alla sua disidratazione mediante filtrazione.

Inoltre, la soluzione combinata contenente rame viene liberata dalle sospensioni solide mediante chiarificazione.

Preferibilmente, la flottazione viene eseguita utilizzando diversi dei seguenti collettori: xantato, dietilditiocarbammato di sodio, ditiofosfato di sodio, aeroflot, olio di pino.

Inoltre, l'estrazione del rame da una soluzione contenente rame viene effettuata con il metodo dell'estrazione liquida e dell'elettrolisi.

Inoltre, il raffinato di estrazione risultante dall'estrazione liquida viene utilizzato per la lisciviazione del minerale e per il lavaggio del panello di lisciviazione.

Inoltre, l'elettrolita esausto formatosi durante l'elettrolisi viene utilizzato per la lisciviazione del minerale e per il lavaggio del panello di lisciviazione.

La velocità e l'efficienza della lisciviazione dei minerali di rame dal minerale dipende dalla dimensione delle particelle di minerale: minore è la dimensione delle particelle, più i minerali sono disponibili per la lisciviazione, si dissolvono più velocemente e in misura maggiore. Per la lisciviazione, la macinazione del minerale viene eseguita a una dimensione leggermente maggiore rispetto all'arricchimento per flottazione, ad es. dal 50-100% della classe meno 0,1 mm, al 50-70% della classe meno 0,074 mm, poiché la dimensione delle particelle diminuisce dopo la lisciviazione. Il contenuto della classe dimensionale durante la macinazione del minerale dipende dalla composizione minerale del minerale, in particolare dal grado di ossidazione dei minerali di rame.

Dopo la lisciviazione del minerale, i minerali di rame vengono flottati, la cui efficienza dipende anche dalla dimensione delle particelle - le particelle grandi sono scarsamente flottate e le particelle più piccole - fanghi. Quando il minerale frantumato viene lisciviato, le particelle di fango vengono completamente lisciviate e le dimensioni più grandi vengono ridotte, di conseguenza, la dimensione delle particelle senza ulteriore macinazione corrisponde alla dimensione del materiale richiesta per un'efficiente flottazione delle particelle minerali.

L'agitazione durante la lisciviazione del minerale frantumato fornisce un aumento della velocità di trasferimento di massa dei processi fisici e chimici, aumentando al contempo l'estrazione del rame in soluzione e riducendo la durata del processo.

La lisciviazione del minerale frantumato viene effettivamente effettuata con un contenuto di solidi dal 10 al 70%. Un aumento del contenuto di minerale durante la lisciviazione fino al 70% consente di aumentare la produttività del processo, la concentrazione di acido solforico, crea condizioni di attrito tra le particelle e la loro macinazione e consente inoltre di ridurre il volume di lisciviazione apparati. La lisciviazione a un grado di minerale elevato porta a un'elevata concentrazione di rame in soluzione, che si riduce forza trainante dissoluzione minerale e velocità di lisciviazione, rispetto alla lisciviazione a basso contenuto di solidi.

La lisciviazione di minerale con una dimensione di meno 0,1-0,074 mm con una soluzione di acido solforico con una concentrazione di 10-40 g/dm 3 per 10-60 minuti consente di ottenere un'elevata estrazione di rame da minerali ossidati e rame secondario solfuri. La velocità di dissoluzione dei minerali di rame ossidati in una soluzione di acido solforico con una concentrazione di 10-40 g/dm 3 è elevata. Dopo la lisciviazione del minerale di rame misto frantumato per 5-10 minuti, il contenuto di minerali ossidati difficili da galleggiare nel minerale si riduce notevolmente ed è inferiore al 30%, quindi passa al grado tecnologico di solfuro. Il recupero dei minerali di rame rimasti nel panello di lisciviazione può essere effettuato nella modalità di flottazione dei minerali di solfuro. Come risultato della lisciviazione con acido solforico del minerale di rame misto frantumato, i minerali di rame ossidati e fino al 60% di solfuri di rame secondari vengono quasi completamente dissolti. Il contenuto di rame nella torta di lisciviazione e il carico sull'arricchimento per flottazione della torta di lisciviazione sono notevolmente ridotti e, di conseguenza, anche il consumo di reagenti di flottazione - collettori è ridotto.

Il trattamento preliminare con acido solforico dei minerali di rame ossidati con solfuro consente non solo di rimuovere i minerali di rame ossidati che sono difficili da galleggiare, ma anche di pulire la superficie dei minerali di solfuro da ossidi e idrossidi di ferro, per modificare la composizione dello strato superficiale in tale modo che aumenta la galleggiabilità dei minerali di rame. Utilizzando la spettroscopia fotoelettronica a raggi X, è stato riscontrato che, a seguito del trattamento con acido solforico dei solfuri di rame, la composizione elementare e di fase della superficie dei minerali cambia, influenzando il loro comportamento di galleggiamento: il contenuto di zolfo aumenta di 1,44 volte, il rame di 4 volte e il contenuto di ferro diminuisce di 1,6 volte. Il rapporto delle fasi di zolfo sulla superficie dopo il trattamento con acido solforico dei solfuri di rame secondari cambia in modo significativo: la percentuale di zolfo elementare aumenta dal 10 al 24% dello zolfo totale, la percentuale di solfato di zolfo - dal 14 al 25% (vedi disegno: Spettri S2p di zolfo (tipo di ibridazione degli orbitali elettronici, caratterizzato da una certa energia di legame) della superficie dei solfuri di rame, A - senza trattamento, B - dopo trattamento con acido solforico, 1 e 2 - zolfo nei solfuri, 3 - zolfo elementare , 4, 5 - zolfo nei solfati). Tenendo conto dell'aumento dello zolfo totale sulla superficie dei minerali, il contenuto di zolfo elementare aumenta di 3,5 volte, il solfato di zolfo di 2,6 volte. Gli studi sulla composizione della superficie mostrano anche che a seguito del trattamento con acido solforico, il contenuto di ossido di ferro Fe 2 O 3 sulla superficie diminuisce e il contenuto di solfato di ferro aumenta, il contenuto di solfuro di rame Cu 2 S diminuisce e il contenuto di aumenta il solfato di rame.

Pertanto, quando il minerale di rame misto frantumato viene lisciviato, la composizione della superficie dei minerali di solfuro di rame cambia, il che influisce sulle loro qualità di galleggiamento, in particolare:

Il contenuto di zolfo elementare sulla superficie dei minerali di solfuro di rame, che ha proprietà idrofobiche, aumenta, il che consente di ridurre il consumo di collettori per la flottazione di minerali di solfuro di rame;

La superficie dei minerali di rame viene pulita da ossidi e idrossidi di ferro, che schermano la superficie dei minerali, pertanto l'interazione dei minerali con il collettore è ridotta.

Per l'ulteriore lavorazione dei prodotti di lisciviazione, il panello di lisciviazione viene disidratato, il che può essere combinato con il lavaggio del panello di lisciviazione, ad esempio, su filtri a nastro, dal rame contenuto nell'umidità del panello. Per la disidratazione e il lavaggio della torta di lisciviazione del minerale viene utilizzata una varietà di apparecchiature di filtrazione, come centrifughe filtranti e filtri sottovuoto a nastro, nonché centrifughe di decantazione, ecc.

La soluzione di lisciviazione del minerale e i lavaggi del panello di lisciviazione del minerale per estrarre il rame in essi contenuto vengono combinati e liberati dalle sospensioni solide, poiché peggiorano le condizioni per l'estrazione del rame e riducono la qualità del rame catodico ottenuto, soprattutto quando si utilizza il processo di estrazione liquida con un estrattore organico. La liberazione dalle sospensioni può essere effettuata più in modo semplice- chiarificazione, nonché filtrazione aggiuntiva.

Dalla soluzione di lisciviazione del minerale contenente rame chiarificato e dal lavaggio della torta di lisciviazione, il rame viene estratto per ottenere il rame del catodo. Metodo moderno l'estrazione del rame dalle soluzioni è un metodo di estrazione liquida con un estrattore organico a scambio cationico. L'utilizzo di questo metodo consente di estrarre e concentrare selettivamente il rame in soluzione. Dopo la rimozione del rame dall'estrattore organico, viene eseguita l'elettroestrazione per ottenere il rame catodico.

Durante l'estrazione liquida del rame da soluzioni di acido solforico con un estrattore organico, si forma un raffinato di estrazione che contiene 30-50 g/dm 3 di acido solforico e 2,0-5,0 g/dm 3 di rame. Per ridurre il consumo di acido per lisciviazione e le perdite di rame, nonché una razionale circolazione dell'acqua nello schema tecnologico, il raffinato di estrazione viene utilizzato per la lisciviazione e per il lavaggio del panello di lisciviazione. Allo stesso tempo, aumenta la concentrazione di acido solforico nell'umidità residua della torta di lisciviazione.

Durante l'elettrolisi del rame da purificato dalle impurità, come il ferro, e concentrato nell'estrazione liquida di soluzioni contenenti rame, si forma un elettrolita esausto, con una concentrazione di 150-180 g/dm 3 di acido solforico e 25-40 g/dm 3 di rame. Oltre al raffinato di estrazione, l'utilizzo dell'elettrolita esausto per la lisciviazione e il lavaggio del panello di lisciviazione consente di ridurre il consumo di acido fresco per lisciviazione, la perdita di rame e utilizzare razionalmente la fase acquosa nello schema tecnologico. Quando si utilizza l'elettrolita esaurito per il lavaggio, aumenta la concentrazione di acido solforico nell'umidità residua della torta di lisciviazione.

La macinazione dopo la lisciviazione per l'estrazione per flottazione dei minerali di rame non è richiesta, poiché nel processo di lisciviazione le particelle diminuiscono di dimensione e la dimensione della torta di lisciviazione corrisponde alla classe di flottazione 60-95% meno 0,074 mm.

In Russia, per l'arricchimento per flottazione dei minerali di rame, viene utilizzato un mezzo alcalino, che è determinato dall'uso predominante come collettori di xantati, che notoriamente si decompongono in condizioni acide, e, in alcuni casi, dalla necessità di depressione della pirite . Per regolare l'ambiente nella flottazione alcalina nell'industria, il latte di calce viene spesso utilizzato come reagente più economico, il che consente di aumentare il pH a valori fortemente alcalini. Il calcio che entra nella polpa di flottazione con latte di calce protegge in una certa misura la superficie dei minerali, il che riduce la loro galleggiabilità, aumenta la resa dei prodotti di arricchimento e ne riduce la qualità.

Durante la lavorazione di minerali di rame misti del deposito di Udokan, il minerale frantumato dopo il trattamento con acido solforico viene lavato dagli ioni di rame con raffinato di estrazione acida, elettrolita esaurito e acqua. Di conseguenza, l'umidità della torta di lisciviazione ha un ambiente acido. La successiva flottazione di minerali di rame in condizioni alcaline richiede un elevato lavaggio con acqua e neutralizzazione della calce, che aumenta i costi di lavorazione. Pertanto, è consigliabile eseguire l'arricchimento per flottazione di minerali di rame solfuro dopo lisciviazione con acido solforico in ambiente acido, a un valore di pH di 2,0-6,0, per ottenere un concentrato di rame e sterili.

Gli studi hanno dimostrato che nella flottazione principale di minerali di rame da torte di lisciviazione di acido solforico, con una diminuzione del pH, il contenuto di rame nel concentrato della flottazione principale aumenta gradualmente dal 5,44% (pH 9) al 10,7% (pH 2) con una diminuzione del rendimento dal 21% al 10,71% e una riduzione del recupero dal 92% all'85% (Tabella 1).

Tabella 1
Un esempio di arricchimento di panelli di lisciviazione di acido solforico di minerale di rame dal deposito di Udokan a vari valori di pH
pH Prodotti Uscita Contenuto di rame, % Estrazione di rame, %
G %
2 Principale concentrato di flottazione 19,44 10,71 10,77 85,07
38,88 21,42 0,66 10,43
Code 123,18 67,87 0.09 4,5
Minerale di origine 181,50 100,00 1,356 100,00
4 Principale concentrato di flottazione 24,50 12,93 8,90 87,48
Controllo del concentrato di flottazione 34,80 18,36 0,56 7,82
Code 130,20 68,71 0,09 4,70
Minerale di origine 189,50 100,00 1,32 100,00
5 Principale concentrato di flottazione 32,20 16,51 8,10 92,25
Controllo del concentrato di flottazione 17,70 9,08 0,50 3,13
Code 145,10 74,41 0,09 4,62
Minerale di origine 195,00 100,00 1,45 100,00
6 Principale concentrato di flottazione 36,70 18,82 7,12 92,89
Controllo del concentrato di flottazione 16,00 8,21 0,45 2,56
Code 142,30 72,97 0,09 4,55
Minerale di origine 195,00 100,00 1,44 100,00
7 Principale concentrato di flottazione 35,80 19,02 6,80 92,40
Controllo del concentrato di flottazione 15,40 8,18 0,41 2,40
Code 137,00 72,79 0,10 5,20
Minerale di origine 188,20 100,00 1,40 100,00
8 Principale concentrato di flottazione 37,60 19,17 6,44 92,39
Controllo del concentrato di flottazione 14,60 7,45 0,38 2,12
Code 143,90 73,38 0,10 5,49
Minerale di origine 196,10 100,00 1,34 100,00
9 Principale concentrato di flottazione 42,70 21,46 5,44 92,26
Controllo del concentrato di flottazione 14,30 7,19 0,37 2,10
Code 142,00 71,36 0,10 5,64
Minerale di origine 199,00 100,00 1,27 100,00

Nella flottazione di controllo, più basso è il valore del pH, maggiore è il contenuto di rame nel concentrato, maggiore è la resa e il recupero. L'uscita del concentrato di flottazione di controllo in un mezzo acido è grande (18,36%), con un aumento del valore del pH, l'uscita di questo concentrato diminuisce al 7%. L'estrazione del rame nel concentrato totale della flottazione principale e di controllo nell'intero intervallo dei valori di pH studiati è quasi la stessa ed è di circa il 95%. Il recupero per flottazione a pH più basso è maggiore rispetto al recupero del rame a pH più alto a causa della maggiore resa in concentrati in condizioni di flottazione acida.

Dopo il trattamento con acido solforico del minerale, il tasso di flottazione dei minerali di rame solfuro aumenta, il tempo della flottazione principale e di controllo è di soli 5 minuti, in contrasto con il tempo di flottazione del minerale di -15-20 minuti. Il tasso di flottazione dei solfuri di rame è molto più alto del tasso di decomposizione dello xantato a bassi valori di pH. I migliori risultati dell'arricchimento per flottazione si ottengono utilizzando diversi collettori da una gamma di butilxantato di potassio, ditiofosfato di sodio, dietilditiocarbammato di sodio (DEDTC), aeroflot, olio di pino.

In base alla concentrazione residua di xantato dopo l'interazione con i solfuri di rame, è stato determinato sperimentalmente che sulla superficie dei minerali sottoposti a trattamento con acido solforico, lo xantato viene assorbito 1,8-2,6 volte in meno rispetto alla superficie senza trattamento. Questo fatto sperimentale è coerente con i dati di un aumento del contenuto di zolfo elementare sulla superficie dei solfuri di rame dopo il trattamento con acido solforico, che, come è noto, ne aumenta l'idrofobicità. Studi sulla flottazione con schiuma di solfuri di rame secondari hanno mostrato (estratto della dissertazione "Fondamenti fisici e chimici della tecnologia combinata per la lavorazione dei minerali di rame del deposito di Udokan" di Krylova L.N.) che il trattamento con acido solforico porta ad un aumento dell'estrazione di rame in concentrato del 7,2÷10,1%, la resa della fase solida del 3,3÷5,5% e il contenuto di rame nel concentrato dello 0,9÷3,7%.

L'invenzione è illustrata da esempi di implementazione del metodo:

Il minerale di rame misto del giacimento di Udokan, contenente il 2,1% di rame, di cui il 46,2% in minerali di rame ossidati, è stato frantumato, macinato a una finezza del 90% della classe meno 0,1 mm, lisciviato in una vasca con agitazione a solidi contenuto del 20% , la concentrazione iniziale di acido solforico 20 g/DM 3 mantenendo la concentrazione di acido solforico a 10 g/DM 3 per 30 minuti. Il raffinato di estrazione e l'elettrolita esaurito sono stati utilizzati per la lisciviazione. Il panello di lisciviazione è stato disidratato su un filtro a vuoto e lavato su un filtro a nastro con raffinato di estrazione e acqua.

L'arricchimento per flottazione del panello di lisciviazione dell'acido solforico è stato effettuato a pH 5,0 utilizzando butil xantato di potassio e dietilditiocarbammato di sodio (DEDTC) come collettori in una quantità inferiore del 16% rispetto alla flottazione del panello di lisciviazione del minerale di rame frantumato con una dimensione delle particelle di 1-4 mm . Come risultato dell'arricchimento per flottazione, l'estrazione di rame nel concentrato di rame solfuro totale è stata del 95,1%. La calce non è stata utilizzata per l'arricchimento per flottazione, che viene consumata in quantità fino a 1200 g/t di minerale durante la flottazione della lisciviazione alcalina.

La fase liquida della lisciviazione e i lavaggi sono stati combinati e chiarificati. L'estrazione del rame dalle soluzioni è stata effettuata con una soluzione di un estrattore organico LIX 984N, il rame catodico è stato ottenuto mediante elettrolisi del rame da una soluzione acida contenente rame. Attraverso l'estrazione di rame dal minerale con il metodo ammontava al 91,4%.

Il minerale di rame del giacimento di Chiney, contenente l'1,4% di rame, di cui il 54,5% è in minerali di rame ossidati, è stato frantumato e macinato a una finezza del 50% della classe meno 0,074 mm, lisciviato in una vasca con agitazione a un contenuto di solidi del 60%, la concentrazione iniziale di acido solforico 40 g/dm 3 utilizzando l'elettrolita esaurito. La polpa di lisciviazione è stata disidratata su un filtro a vuoto e lavata su un filtro a nastro, prima con elettrolita esaurito e raffinato di estrazione, quindi con acqua. Il panello di lisciviazione senza rimacinazione è stato arricchito mediante flottazione a pH 3,0 utilizzando xantato e aeroflot a una portata (consumo totale di 200 g/t) inferiore rispetto alla flottazione del minerale (portata del collettore di 350-400 g/t). L'estrazione di rame nel concentrato di rame solfuro è stata del 94,6%.

La fase liquida di lisciviazione e i lavaggi del panello di lisciviazione sono stati combinati e chiarificati. L'estrazione del rame dalle soluzioni è stata effettuata con una soluzione di estrattore organico LIX, il rame catodico è stato ottenuto mediante elettroestrazione del rame da una soluzione acida contenente rame. Attraverso l'estrazione di rame dal minerale in prodotti commerciabili ammontava al 90,3%.

1. Un metodo per la lavorazione di minerali di rame misti, compresa la frantumazione e la macinazione del minerale, la lisciviazione del minerale frantumato con una soluzione di acido solforico con una concentrazione di 10-40 g / dm 3 con agitazione, un contenuto di solidi del 10-70%, una durata di 10-60 minuti, disidratazione e lavaggio della lisciviazione del panello, combinando la fase liquida della lisciviazione del minerale con l'acqua di lavaggio del panello di lisciviazione, il rilascio della soluzione combinata contenente rame da sospensioni solide, l'estrazione di rame dalla soluzione contenente rame per ottenere il rame del catodo e la flottazione di minerali di rame dalla torta di lisciviazione a un valore di pH di 2,0-6,0 per ottenere il concentrato di flottazione.

2. Metodo secondo la rivendicazione 1, in cui la macinazione del minerale viene effettuata ad una finezza compresa tra il 50-100% della classe meno 0,1 mm e il 50-70% della classe meno 0,074 mm.

3. Metodo secondo la rivendicazione 1, in cui il lavaggio del panello di lisciviazione viene effettuato contemporaneamente alla sua disidratazione per filtrazione.

4. Metodo secondo la rivendicazione 1, in cui la soluzione combinata contenente rame viene liberata da sospensioni solide mediante chiarificazione.

5. Procedimento secondo la rivendicazione 1 in cui la flottazione viene effettuata utilizzando diversi dei seguenti collettori: xantato, dietilditiocarbammato di sodio, ditiofosfato di sodio, aeroflot, olio di pino.

6. Metodo secondo la rivendicazione 1, in cui l'estrazione del rame da una soluzione contenente rame viene effettuata mediante il metodo dell'estrazione liquida e dell'elettrolisi.

7. Procedimento secondo la rivendicazione 6 in cui il raffinato di estrazione dall'estrazione liquida viene usato per lisciviare il minerale e per lavare il panello di lisciviazione.

8. Metodo secondo la rivendicazione 6 in cui l'elettrolita esaurito dall'elettrolisi viene usato per lisciviare il minerale e per lavare il panello di lisciviazione.

L'invenzione si riferisce alla metallurgia del rame, e in particolare ai metodi per la lavorazione di minerali di rame misti, nonché prodotti intermedi, sterili e scorie contenenti minerali di rame ossidati e solforati

Il rame può essere prodotto come prodotto principale o come coprodotto, oro, piombo, zinco e argento. Viene estratto negli emisferi settentrionale e meridionale e consumato principalmente nell'emisfero settentrionale con gli Stati Uniti come principale produttore e consumatore.

L'impianto di lavorazione del rame lavora il rame da minerali metallici e rottami di rame. I principali consumatori di rame sono i mulini a filo e i mulini di rame, che utilizzano il rame per produrre filo di rame, ecc. L'uso finale del rame comprende materiali da costruzione, prodotti elettronici, trasporti e attrezzature.

Il rame viene estratto nelle cave e nel sottosuolo. I minerali in genere contengono meno dell'1% di rame e sono spesso associati a minerali di solfuro. Il minerale viene frantumato, concentrato e sospeso con acqua e sostanze chimiche. Soffiare aria attraverso la miscela attaccata al rame lo farà galleggiare sopra il fango.

Complesso di frantumazione per minerale di rame

Le grandi materie prime del minerale di rame vengono immesse uniformemente e gradualmente nel frantoio a mascelle del minerale di rame facendo vibrare l'alimentatore attraverso la tramoggia di frantumazione primaria del minerale di rame. Una volta separati, i pezzi frantumati di minerale di rame possono soddisfare lo standard ed essere presi come prodotto finale.

Dopo la prima frantumazione, il materiale verrà trasferito al frantoio ad urto del minerale di rame, al frantoio a cono del minerale di rame, al trasportatore del frantoio secondario. Quindi i materiali frantumati vengono trasferiti a un setaccio vibrante per la separazione. I prodotti finali del minerale di rame verranno portati via e le altre parti del minerale di rame verranno restituite al frantoio ad urto del minerale di rame, formando un circuito chiuso.

Le dimensioni del prodotto finale di minerale di rame possono essere combinate e valutate in base alle esigenze dei clienti. Possiamo anche dotare i sistemi di rimozione della cenere di protezione dell'ambiente.

Complesso di mulini per il minerale di rame

Dopo le primarie e raccolta differenziata nella linea di produzione del minerale di rame, può passare alla fase successiva per macinare il minerale di rame. La polvere di minerale di rame finale prodotta da Zenith Copper Ore Milling Equipment contiene in genere meno dell'1% di rame, mentre i minerali di solfuro sono passati alla fase di arricchimento, mentre i minerali ossidati vengono utilizzati per i serbatoi di lisciviazione.

L'attrezzatura per la macinazione del minerale di rame più popolare sono i mulini a sfere. Il mulino a sfere svolge un ruolo importante nel processo di macinazione del minerale di rame. Il mulino a sfere Zenith è uno strumento efficiente per macinare il minerale di rame in polvere. Esistono due metodi di macinazione: processo a secco e processo a umido. Può essere suddiviso in tipo di tavolo e tipo di flusso in base alle diverse forme di scarico del materiale. Il mulino a sfere è l'attrezzatura cruciale per la macinazione dopo che i materiali sono stati frantumati. È uno strumento efficace per macinare i vari materiali in polvere.

Può essere utilizzato anche con mulini come il mulino trapezoidale MTW di tipo europeo, il mulino superfine XZM, il mulino per polveri grossolane MCF, il mulino verticale, ecc.