Совершенствование комбинированных схем переработки никель- содержащих концентратов. Методы глубокого разложения сульфидов с переводом н

Министерство  образования и науки РФФГБОУ  ВПО

Норильский  Индустриальный Институт

Кафедра МЦМ 
 
 

Самостоятельная работа по специальности «Обогащение  сульфидных полиметаллических руд.

Тема  «Совершенствование комбинированных схем переработки никель- содержащих концентратов. Методы глубокого разложения сульфидов с переводом никеля в раствор.» 
 
 
 
 

Работу  выполнили студены группы ОП-07

 Самойлов Е.А.

 Работу  проверил доц. Нарбекова Т.Н. 
 
 
 
 

Норильск 2011 

Содержание

1.Виды  схем  для обогащения медно- никелевых  руд………………………3

1.1. Схеме селективной  флотации……………………………………………3

1.2. Схема коллективной  флотации…………………………………………..4

2. Комбинированные схемы переработки окисленных

и труднообогатимых руд……………………………………………………8 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

1.Виды  схем для обогащения медно- никелевых руд

     Медно-никелевые  руды обогащаются по прямым селективным, коллективно-селективным и комбинированным  схемам.

1.1. Схема селективной  флотации

     По  схеме селективной флотации обогащаются  сплошные руды рудника «Комсомольский».

Сплошные  сульфидные руды рудника «Комсомольский»  после среднего и мелкого дробления  направляются на измельчение, которое осуществляется в две стадии до крупности 80 % класса –0,05 мм. Содержание твердого в сливе гидроциклонов II стадии измельчения достигает 20 %,поэтому слив сгущается до 34 % твердого, при этом удаляется около 50 % воды. Сгущенный продукт затем идет в три контактных чана, куда подается воздух для окисления поверхности сульфидных минералов. После перемешивания в течение 15 мин никелевые минералы подавляются и несколько повышается флотоактивность медных сульфидных минералов. I основная флотация проводится в присутствии этилового дитиофосфата (7 г на 1 % Cu), Т-66 (12 г/т) и МИБК (6–10 г/т). После контрольной флотации, где в пенный продукт доизвлекаются сростки сульфидных минералов при подаче этилового дитиофосфата (1,5 г на 1 % Cu) и Т-66 (2 г/т), выделяются хвосты, направляемые на I флотацию пентландита, где ксантогенатом (25 г/т) извлекаются  его крупные зерна.

     Хвосты I флотации пентландита доизмельчаются до крупности 92 % класса –0,044 мм с предварительной и поверочной классификацией для предотвращения его ошламования. Хвосты II пентландитовой флотации являются готовым пирротиновым концентратом, содержащим 2 % Ni и 0,4 % Cu.

     Готовый никелевый концентрат – пенный продукт  пентландитовой флотации и хвосты грубой медной флотации, питанием которой является концентрат I пентландитовой флотации. Полученный никелевый концентрат содержит 7.0–7,2 % Ni и 2,3 % Cu.

Рис.1Схема флотации сплошных сульфидных медно-никелевых руд.

     Медный  концентрат извлекается из концентрата  контрольной флотации после доизмельчения до 92 % класса –0,044 мм совместно с концентратом грубой медной флотации. После II основной и двух перечистных операций полученный медный концентрат содержит 26–28 % Cu и 1,7–1,9 % Ni. Общий никелевый концентрат содержит 8,0–8,5 % Ni и 4,4–4,7 % Cu. Для подавления пентландита в грубую медную флотацию подается известь, общий расход которой по схеме составляет 0,5 г/т. 
 

1.2. Схема коллективной флотации

     Вкрапленные медно-никелевые руды обогащаются  по схеме коллективной флотации с  получением коллективного медно-никелевого концентрата, который в зависимости  от соотношения меди и никеля селективно разделяют на медный и никелевый  концентраты или подвергают плавке с получением файнштейна. При соотношении меди и никеля больше двух коллективный концентрат селективно разделяется, если же это соотношение меньше двух, концентрат подвергается плавке с получением файнштейна, который затем разделяется по методу И.Н. Масляницкого.

     По  схеме коллективной флотации измельчение  руды в I стадии осуществляется до 40–50 % класса –0,074 мм, после чего руда направляется на межцикловую флотацию, которая проводится в щелочной среде при рН 9–10.

     Собиратели (бутиловый, амиловый ксантогенаты, бутиловый дитиофосфат или их сочетания) лучше подавать в мельницы, где они могут взаимодействовать со свежеобнаженной поверхностью пирротина, способного к быстрому окислению. Последующая основная флотация проводится при доизмельчении стно пронизаны по трещинам нерудными минералами. Халькопирит имеет тонкую вкрапленность размером от 0,0001 до 0,01 мм. Пентландит находится как в виде тонких включений в никеленосном пирротине, так и в виде твердого раствора или субмикроскопической вкрапленности. Во всех минералах Ждановского месторождения присутствует никель в виде тонкодисперсной либо изоморфной примеси.

     Соотношение никеля, меди и кобальта в руде составляет 1:3,3:2,5.

     С технологической точки зрения руда Ждановского месторождения характеризуется  различной флотируемостью сульфидов никеля и отрицательным

влиянием  шламов силикатных минералов. Флотируемость пентландита этих руд зависит от содержания в нем никеля и железа, с увеличением содержания которых возрастает его флотационная активность и скорость флотации. Плохо флотируется и уходит с отвальными хвостами пентландит с минимальным содержанием никеля и кобальта и повышенным содержанием железа. Наиболее труднофлотируемый никелевый минерал в рудах – легкоокисляемый моноклинный пирротин, на флотируемость которого также влияют тальк, актинолит и хлорит.

     Ждановская обогатительная фабрика введена в эксплуатацию в 1965 г.

     Технологическая схема обогащения медно-никелевых  руд на этой фабрике

показана на рис. 49. Руда крупностью 1 200 мм дробится в три стадии до 25 мм.

     I стадия дробления осуществляется  в конусной дробилке ККД-1500/180, куда руда подается 100-тонными думпкарами. Крупнодробленая руда направляется в корпус среднего и мелкого дробления, где установлены каскадно три дробилки КСД-2200Б и шесть дробилок КМД-2200 и КМД-2200. Предварительное грохочение перед мелким дроблением осуществляется на шести инерционных грохотах 173-Гр.

     После I стадии измельчения в шаровых  мельницах МШР-3600Х5000, работающих в замкнутом цикле со спиральным классификатором (один двухспиральный классификатор диаметром 3 000 мм на две мельницы), до крупности 45–50 % класса –0,074 мм пульпа при содержании твердого 41–43 % направляется на межцикловую флотацию. Для создания щелочной среды в мельницы подается кальцинированная сода (710 г/т), сюда же в качестве собирателя вводится бутиловый ксантогенат (60–75 г/т). Для активации никелевых сульфидов в межцикловую флотацию подается медный купорос (до 9 г/т) и бутиловый дитиофосфат (7–20 г/т).

 

Рис.2 Технологическая схема обогащения медно-никелевых руд

на Ждановской фабрике.

     Хвосты  межцикловой флотации доизмельчаются в шаровых мельницах МШЦ-3600Х5500, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами ГЦ-50. В мельницы II стадии подается бутиловый ксантогенат (40–50 г/т).

     Слив  гидроциклонов крупностью 80–85 % класса –0,074 мм направляется на

основную  коллективную флотацию с подачей  медного купороса (0–9 г/т) и бутилового дитиофосфата (5–15 г/т). Концентраты межцикловой и основной коллективной флотации объединяются и перечищаются при подавлении минералов пустой породы КМЦ, которая подается на каждую перечистную флотацию при общем расходе 400–560 г/т. Полученный коллективный медно-никелевый концентрат содержит 5,8–6 % Ni, 2,3–2,75 % Cu и до 0,2 % Co при извлечении меди и никеля около 75 %, а кобальта 65 %.

     Хвосты  основной коллективной флотации подвергаются контрольной, куда подается медный купорос (0–5 г/т), бутиловый ксантогенат (8–10 г/т) и бутиловый дитиофосфат (0–5 г/т). Из хвостов контрольной флотации манитной сепарацией на барабанном магнитном сепараторе при напряженности магнитного поля 80–96 кА/м извлекается магнетит. Промпродукты (хвосты перечистной и концентрат контрольной флотации) доизмельчаются до крупности 90 % класса –0,044 мм и флотируются в отдельном цикле.

     После перечистки концентрата промпродуктовой флотации, которая про-

водится в присутствии КМЦ (150 г/т), пенный продукт присоединяется к медно-никелевому концентрату.

     Готовый медно-никелевый концентрат после  сгущения подается в цехобжига для окомкования и термического упрочнения окатышей, которые затем направляются в металлургическое производство.

     Сплошные, брекчиевидные и вкрапленные медно-никелевые руды перерабатываются на обогатительных фабриках Канады по коллективной схеме флотации. Среднее содержание никеля в этих рудах составляет 1,7 %;меди – 1,4%. 

2. Комбинированные схемы переработки окисленных и труднообогатимых руд

     Коллективные  концентраты, имеющие отношение  меди к никелю менее

двух, направляются на металлургический завод, где плавятся с получением файнштейна. При медленном охлаждении жидкого файнштейна под слоем песка со скоростью 5–10 °С/мин выделяются крупнозернистые соединения халькозина Cu2S и хизлевудита Ni3S2, а также в виде металлического медно-никелевого сплава. После охлаждения и затвердевания в течение 36–40ч файнштейн измельчают до крупности –0,5 мм и флотируют в сильнощелочной среде при рН = 12, создаваемой едким натром и содой. При подаче бутилового ксантогената в пенный продукт извлекаются сульфиды меди, а в камерном продукте остаются сульфиды никеля и медно-никелевый сплав.

     Медный  концентрат обычно содержит 68–69 % Cu и до 8–9 % Ni, никелевыйконцентрат – 64–67 % Ni и 4–8 % Cu.

     Для медно-никелевых руд промышленное применение нашли схемы с

тяжелосредным обогащением.

 

Рис.3 Схема обогащения медно-никелевых руд в тяжелой суспензии.

Сульфидные  руды одного из рудников подвергаются двухстадиальному дроблению до крупности –100 + 0 мм. После II стадии дробления руда проходит отмывку на грохотах 253 Гр с размером отверстий сита 8 мм, надрешетный продукт этих грохотов направляется на обогащение в тяжелой суспензии, которое проводится для отделения жильной руды от вкрапленной и бетоносодержащей закладки, попадающей в руду при горных разработках.

     Разделение  осуществляется в шнековом сепараторе при плотности суспензии 3,0–3,1 г/см3. Суспензоид – гранулированный ферросилиций плотностью 6,8 г/см3. Легкая фракция из сепаратора вместе с суспензией направляется на грохот 253 Гр со щелевидным ситом, имеющим отверстия размером 2 мм, где происходят дренирование и отмывка утяжелителя, направляемого на регенерацию. Отмытая легкая фракция транспортируется в главный корпус для дальнейшей переработки. Тяжелая фракция после отмывки утяжелителя и додрабливания отправляется в бункера измельчительно-флотационного цеха.

 Рис.4 Схема флотации тяжелой фракции, выделенной при обогащении

медно-никелевой  руды в тяжелой суспензии

     Для предотвращения ошламования сульфидных минералов ввиду их тонкой взаимной вкрапленности при обогащении применяется трехстадиальная схема измельчения и флотации с получением медного концентрата, медно-никелевого промпродукта, направляемого на секцию селективной флотации пирротинового и магнетитового концентратов. После двухстадиального измельчения в шаровых мельницах до крупности 80 % класса –0,05 мм (рис. 5) пульпа сгущается до содержания твердого 35 % и направляется в контактные чаны, куда подается воздух. При подаче в чаны серной кислоты (0,5–3 кг/т) в присутствии воздуха никелевые минералы окисляются, их флотация подавляется и они уходят в камерный продукт флотации с добавлением этилового аэрофлота (6–8 г на 1 % Cu), бутилового дитиофосфата (5 г на 1 % Cu), МИБК (25 г на 1 % Cu) и Т-66 (2–3 г/т).

Концентрат I основной медной флотации дважды перечищается с получением медного концентрата, содержащего 26–28 % Cu и 1,7 % Ni. Хвосты I основной флотации после контрольной флотации (этиловый дитиофосфат 1,5 г на 1 % Cu, бутиловый дитиофосфат – 2 г на 1 % Cu, МИБК – 1 г на 1 % Cu и Т-66 –2–3 г/т) доизмельчаются до 90–95 % класса –0,05 мм и подвергаютсяI I основной медной контрольной флотации. Из хвостов этой и предыдущей контрольной флотации при рН 9,5–10,0 проводится никелевая флотация при подаче ксантогената (20–30 г/т) и Т-66 (10 г/т).