Схемы обогащения урановых руд

10.07.2020

Ниже приводится описание нескольких схем получения урановых концентратов.

Руда, перерабатываемая на опытной фабрике Миндола фирмы "Рокона", состоит из слюдяного полевошпатового песчаника, сильно насыщенного карбонатами и содержащего уран почти исключительно в виде уранинита. Уранинит распределен в руде неравномерно и ассоциирован главным образом с карбонатами. Часть уранинита находится в виде тонких вкраплении размером до 5 мк, расположенных по плоскостям спайности слюды и заполняющих мелкие трещины в песчанике. Он также образует идиоморфные кристаллы крупностью 5—35 мк и крупные включения и агрегаты от 70 мк до микроскопических размеров. Пирит, халькопирит и борнит встречаются как второстепенные минералы в различных количествах.

Проведенными исследованиями было установлено, что большую часть карбонатов можно удалить флотацией и что отделение свободного уранинита гравитационными методами перед флотацией значительно уменьшает потери урана с карбонатным концентратом.

На опытной установке изучали условия выделения карбонатов непосредственно флотацией и с применением гравитационного обогащения перед флотацией.

В результате проведенных испытаний были сделаны следующие выводы:

1. Использование гравитационного обогащения в цикле измельчения позволяет в зависимости от характера исходной руды извлечь до 50% урана и получить концентрат, содержащий более 30% U3O8. Извлечение при гравитационном обогащении увеличивается с повышением содержания урана в руде.

2. Наиболее эффективной оказалась схема с использованием винтового сепаратора Гемфри и перечисткой концентрата на концентрационном столе. Ho такой схеме, в зависимости от качества руды, можно было извлечь 35—55% U3O8 в виде концентрата, содержащего более 53% U3O8.

3. Установлено, что содержание урана в руде уменьшается с увеличением в ней количества карбонатов. Поэтому при обогащении бедных руд требуется отделить большую часть руды, чтобы обеспечить такой же расход кислоты на 1 т перерабатываемого сырья, причем потери U3O8 также становятся большими.

4. Выход флотируемых карбонатов можно регулировать в необходимых пределах, изменяя расход собирателя. При постоянном расходе собирателя выход флотационного продукта изменяется в зависимости от жесткости воды, которую можно регулировать добавлением кальцинированной соды.

5. При обогащении богатой руды 20% потерь U3O8 с флотационным карбонатным концентратом можно извлечь обогащением этого продукта на концентрационных столах.

6. При среднем качестве руды можно отделить свыше 80% карбонатных минералов, причем потерн составляют менее 10% присутствующего в руде U3O8. При уменьшении количества отделяемых карбонатов до 65—70% потери U3O8 уменьшаются до 4—5% от его содержании в руде.

7. Гравитационное обогащение и флотация могут уменьшить расход кислоты на выщелачивание с 226—272 до 63—68 кг на 1 т исходной руды. Окончательная технологическая схема гравитационного извлечения уранинита и удаления карбонатов флотацией приведена на рис. 235.

Проводившееся лабораторное исследование показало, что 80% U3O8 в перечищенном карбонатном концентрате находилось во фракции —0,043 мм, которая составляла 51% от общего веса; при этом большая часть урановых минералов была о свободном состоянии. Поэтому было решено ввести в технологический процесс гравитационное обогащение.

Перед введением гравитационного обогащения анализы проб, взятых из слива классификатора, показали, что происходит переизмельчение уранинита, имеющего большой удельный вес. В связи с этим в цикле измельчения с целью извлечения частиц уранинита по мере их освобождения были установлены отсадочные машины. При отсадке извлечение составляло 30—10% U3O8 от исходного количества, однако концентраты были очень низкого качества и содержали от 0,6 до 2% U3O8. Повышение степени концентрации было получено только в результате значительного снижения извлечения. Обработка полученного продукта на концентрационном столе показала, что можно повысить содержание в концентрате до 7—8% U3O8, однако потерн с хвостами от обогащения на концентрационном столе составляли около 20%.

В результате выделения гравитационного концентрата снижалось содержание U3O8 в материале, поступавшем на флотацию. Снижение качества материала поступающего на флотацию, не повлияло на эффективность флотации.

Было установлено, что в дополнение к отсадке питания шаровой мельницы необходимо применить гравитационное обогащение для дополнительного извлечения уранинита, высвобожденного в цикле измельчения. для этого был установлен винтовой сепаратор на разгрузке мельницы, а концентрат винтового сепаратора доводили на концентрационном столе. Хвосты винтового сепаратора и концентрационного стола возвращали в классификатор.

Извлечение и качество концентратов, полученных отсадкой, были хуже, чем в лабораторных исследованиях.

В дальнейшем для обработки продукта шаровой мельницы была установлена отсадочная машина, причем хвосты отсадочной машины поступали на винтовой сепаратор, а концентрационный стол использовался для доводки концентратов, получавшихся с обоих аппаратов.

После нескольких недель работы по различным гравитационным схемам было проведено сравнение отсадки продукта шаровой мельницы и обработки его на винтовом сепараторе. В результате было сделано заключение, что обработка на винтовом сепараторе дает такое же извлечение, как и отсадка. Винтовой сепаратор требует значительно меньшего внимания, чем отсадочная машина и, кроме того, он удобнее, проще в эксплуатации.

Предварительные лабораторные исследования по флотации с использованием относительно мягкой воды показали, что лучшими условиями для флотации являются:

а) измельчение руды примерно до 0,3 мм с минимальным количеством фракции — 0,043 мм;

б) добавка 1,36 кг кальцинированной соды на 1 т руды для получения значения pH=9,4;

л) применение реагента R-633 в качестве депрессора для некарбонатных минералов; добавляется дробно, общее количество составляет 453—566 г/г;

г) использование пальмового масля, 3 части которого смешивают с 1 частью топливного масла Калтекс в качестве собирателя; добавляется в количестве 556 г/г;

д) добавление по мере надобности пенообразователя ТЕВ.

В фабричных условиях было установлено, что добавка смеси пальмового и топливного масел в любых испытанных количествах дает слабоминерализованную объемистую и вязкую пену, с которой было очень трудно работать. При этом требовалось большее, чем предполагалось, количество кальцинированной соды для поддержания значения pH пульпы равным 9,0.

Исследования показали, что указанные выше явления вызваны применением жесткой волы из рудника Миндола, Для того чтобы уменьшить влияние рудничной воды, в схему был введен сгуститель, из которого отработанная вода вновь возвращалась в технологический процесс. Сразу же было отмечено улучшение, заключавшееся в том. что уменьшился расход кальцинированной соды. Пена хорошо минерализовалась и легко расслаивалась.

Пенообразователь TEB вскоре после начала работы был заменен пенообразователем Аэрофрос 63, так как лабораторными испытаниями было установлено, что этот пенообразователь дает лучшие показатели флотации.

Депрессор R-633 добавляли в виде 2%-ного раствора в две стадии из расчета примерно 566 г/т: 65% в камеру перемешивания перед флотацией и 35% — перед очистными камерами. После первых двух недель работы небольшую добавку депрессора стали вводить в классификатор, работавший в замкнутом цикле с шаровой мельницей.

Проведенные лабораторные работы показали, что извлечение карбонатов при постоянном расходе собирателя находится в прямой зависимости от мягкости применяемой воды; кальцинированная сода действует как умягчитель воды.

Было также установлено, что потерн уранинита можно уменьшить, введя в очистные операции небольшие добавки силиката натрия, что достигается, по-видимому, его диспергирующим действием, облегчаюшим выделение частиц слюды и уранинита.

В табл. 247 приведена ситовая характеристика питания и продуктов флотации.

По результатам ситовых анализов продуктов флотации, представленным в таблице, можно сделать следующие выводы:

1. Хвосты заметно крупнее, а концентрат заметно мельче, чем материал, поступавший на флотацию.

2. Распределение U3O8 по фракциям материала, поступавшего на флотацию, показывает, что имело место переизмельчение уранинита даже тогда, когда в цикле измельчения применялось гравитационное обогащение.

3. Тонкие частицы карбонатов флотируются легче крупных. Например, фракция -0,15 мм хвостов содержала 8,5% СС2, в то время как фракция +0,15 мм материала, поступавшего на флотацию, содержала 9,4% CO2. Это различие в содержании двуокиси углерода составило 3,2% для фракции хвостов крупностью —0,043 мм и 13,2% для фракции флотационного питания такой же крупности.

Фабрика Квантроп расположена в непосредственной близости от Свенска Скиферольсболагетс в Наркес-Квантроп (Швеция).

Производительность фабрики составляет 150 тыс. т битуминозного сланца в год; она выдает 110 тыс. т концентрата в год, который поступает на выщелачивание. Выход химического уранового концентрата с содержанием 70% урана составляет 15 т в год.

Перерабатываемый на фабрике сланец содержит уран а очень тонкодисперсном виде, и до настоящего времени не было возможности установить его принадлежность к какому-либо минералу. Богатая ураном часть сланца с удельным весом 4,7 содержит 235 г урана на 1 т. Технологическая схема фабрики приведена на рис. 236.

Сланец, доставляемый из карьера, содержит около 10% известняка. Он подвергается грохочению на грохоте 1600x3000 мм с отверстиями 120 мм. Надрешетный продукт направляется в конусную дробилку и затем — па грохот, (того же типа, что и первый) работающий в замкнутом цикле с дробилкой, Подрешетный продукт крупностью —120 мм поступает в бункер.

Дробленый материал подается на вибрационный грохот с отверстиями 6 или 10 мм качающимся питателем. Материал крупностью —6 или — 10 мм транспортируется в отвал для хвостов, тогда как материал крупностью +6 или +10 мм поступает на сепаратор типа Мертселл для обогащения в тяжелой суспензии с магнетитом в качестве утяжелителя.

От тяжелой фракции магнетит отделяется па промывочном грохоте, откуда он возвращается в никл обогащения в тяжелой суспензии. Очищенную тяжелую фракцию, состоящую из известняка, направляют в хвостовой отвал. Из легкой фракции магнетит отделяют па другом промывочном грохоте, а очищенный сланец поступает на измельчение. Paздедение в тяжелой суспензии происходит по удельному весу 2,3.

Мелкое дробление осуществляется в конусных дробилках, а измельчение— в стержневых мельницах в замкнутом цикле с четырьмя вибрационными грохотами с отверстиями 4 мм. Материал —4 мм поступает в чаны для дальнейшей обработки выщелачиванием.

Материал —4 мм загружается в кислотоупорные баки для выщелачивания, и которые добавляют серную кислоту. Баки снабжены сетчатыми днищами. Серная кислота просачивается сквозь сланец.

Процесс выщелачивания осуществляется по противоточной системе, так что свежая загрузка сланца выщелачивается ранее использованным раствором. Раствор, содержащий 18% серной кислоты, служит до тех пор, пока остаточное содержание свободной серной кислоты равно примерно около 20 г/л.

Осадок от выщелачивания транспортируется в хвостовой отвал; в раствор от выщелачивания добавляют тонкоизмельченный известняк для установления требуемого значения. pH. В результате этой операции образуется гипс; осадок гипса удаляется при фильтрации на вакуум-фильтре камерного типа и направляется в отвал для хвостов.

Фильтрат перекачивают и колонки для ионнообмена, где селективно абсорбируются комплексные урано-сульфатные ноны. После этого раствор практически не содержит урана. Он нейтрализуется порошком известняка в специальной установке, а гидратный шлам перекачивается в отвал для хвостов.

Десорбция урана осуществляется слабим раствором азотной кислоты, затем уран осаждается аммиаком и виде ураната. Осадок фильтруют, высушивают и загружают и контейнеры. Содержание урана в концентрате составляет около 70%. Содержание его в исходном сланце около 0,0235%; степень концентрации урана равна 3000.

При обработке сланца используется следующее количество материалов и электроэнергии (считая на 1 кг урана в конечном продукте):

Завод Эльдорадо Биверлодж производительностью 1800 т в сутки относится к наиболее крупным в Канаде. Дробильное отделение, рассчитанное на выдачу 2300 г руды класса —13 мм в cyтки, работает в две смены в течение шести дней в неделю. Влажность руды, обусловленная содержанием глинистой мелочи, колеблется в пределах 2,5—10%. Наличие глины вызывает большие трудности при транспортировке руды, так как налипание ее на ленты конвейеров приводит К быстрому износу резиновых скребков, применяемых для очистки лепты. Установка детекторов Днигс, останавливающих ленту при попадании металлического предмета, обеспечила устранение аварии. Схема цепи аппаратов дробильного отделения приведена на рис. 237.

Измельчение руды производится в две стадии. В первой стадии установлены две стержневые мельницы Аллис Чалмерс 2,7х3,6 работающие в открытом цикле. Разгрузка этих мельниц поступает в четыре классификатора, работающие в замкнутом цикле с шаровыми мельницами. Две мельницы размером 2,7х3,6 м работают в замкнутом цикле с реечными классификаторами, две другие размером 2,7х2,7 м — со спиральными. Ввиду высокой твердости и малого удельного веса руды (2,68), а также присутствия мелких глинистых частиц, образующих вязкую суспензию с удельным весом около 1,13, производительность мельниц невелика, а относительный расход энергии значителен, Расход стержней составляет 0,92 кг/г, а шаров — 0,68 кг/т.

Схема цепи аппаратов отделения измельчения приведена на рис. 238.

Содержание пирита в руде составляет 1—2,5%. При сравнительно высокой температуре в процессе выщелачивания пирит реагирует с углекислым натрием, образуя бикарбонат и сульфат натрия.
Схемы обогащения урановых руд

Содержание бикарбоната в растворе не должно превышать 15—20 г/л. При этом содержание пирита в исходной пульпе может достигать 0,2%; превышение этой нормы вызывает чрезмерный расход Na2CO3, Поэтому пирит извлекают флотацией и получают богатый пиритный концентрат. Процесс ведется при значении pH = 10 и плотности пульпы 26,% твердого. В качестве собирателя применяют 6%-ный раствор изопропилового ксантогената. Продолжительность перемешивания с реагентом 5 мин. Флотация производится в четырех семикамерных машинах Денвер 24. Концентрат перечищают, в результате чего содержание в нем пирита доводят до 50%. Хвосты, выход которых составляет 98%, направляют в дорклоны для предварительного сгущения перед содовым выщелачиванием (рис. 239). Пиритный концентрат в количестве 49 г и сутки сгущают в сгустителе Дорра диаметром 7,2 м и подают насосом в чан пачука размером 3,3х5,7 м. Слив сгустителя возвращают в цикл содового выщелачивания. Чтобы отмыть соду от пирита, концентрат фильтруют. Кек репульпируют и направляют в чаи пачука, футерованный резиной, куда вводят серную кислоту (до рН=2) и хлорноватокислый натрий (2 кг/т). После заполнения чана фильтрацию прекращают и в течение 8 ч поддерживают рН=2. Затем пульпу перекачивают в другой чан, также футерованный резиной, где она выдерживается в течение 15 ч, причем pH повышается до 2,4, Фильтрация ведется в две стадии на струнных фильтрах Оливер размером 2,4х3,6 м. Промежуточная репульпация и промывка производятся водой. Пиритный остаток направляют в отвал. Первичный фильтрат представляет собой рабочий раствор и направляется на осаждение. Вторичный фильтрат накапливают в отдельном чане для репульпации перед основной кислотной обработкой пирита и для промывки первичного кека. Рабочий раствор содержит 2,5 г/л U3O8 и 3,0 г/л Fe. Осаждение этих компонентов производится с помощью Ca (OH)2. В осадке получают U3O8, Fe (OH)2, СаSО4 и избыток Mn(OH)2, который подают в цикл карбонатного выщелачивания. Добавка Mn(OH)2 производится автоматическими питателями в две стадии: в первой до pH=4,5; во второй до pH=6. Содержание U3O8 в полученном продукте составляет 10%. Общее извлечение в кислотном цикле 89,5%. В 1 т пиритного концентрата содержится 2,5—1 кг U3O8.

Сгущение хвостов флотации производится в двух-четырехъярусных сгустителях Дорра и в четырех дорклонах диаметром 300 мм, работающих под напором 1,4 ати. Слив дорклонов поступает в сгустители. Эксплуатация последних представляла значительные трудности, так как в разгружаемом осадке не удавалось получить T:Ж больше чем 1:1, что обусловлено высоким удельным весом жидкой фазы, неравномерным поступлением и осадок более крупных фракций материала, а также высоким содержанием (более 20%) класса —10 мк.

Для устранения указанных трудностей были установлены дорклоны и начали применять флокулянты (для части потока). Пески дорклонов получаются настолько плотными, что компенсируют недостаточную плотность осадка сгустителей и позволяют получать нужное содержание твердого в пульпе, идущей на выщелачивание. Расход флокулянта Ceпaран 2610 составляет 0,025 кг/т. Сгущенный материал поступает па карбонатное выщелачивание.

Сода в выщелачивательные чаны не добавляется, так как рабочие растворы содержат ее в нужном количестве. Часть пульпы обрабатывают в автоклавах, часть — в пачуках. Предварительно пульпа подогревается до 65° С, а затем распределяется по аппаратам пульподелителем. Автоклавная секция обрабатывает 550 г твердого в сутки (два параллельных ряда горизонтальных автоклавов по 9 шт. в ряду). Каждый автоклав имеет диаметр 2,4 м и длину 7,5 м; он снабжен тремя механическими мешалками с двигателями мощностью 5 квт. В центральный импеллер диаметром 685 мм пропускают воздух; остальные два импеллера диаметром 1100 мм), расположенные в 1,5 м от крышек, используют только для перемешивания суспензии. Нагревательные змеевики предусмотрены в пяти первых автоклавах каждой секции. Температура в автоклавах поддерживается на уровне 116° С; давление 5,76 ати; время обработки 18—20 ч. Расход воздуха 68 м3/т, пара — 90 кг/т, энергии — 17 квт*ч/т.

Пачуки, установленные в четыре ряда, пропускают 1300 г в сутки, диаметр пачуков 5,4 м. высота 15 м, угол конического днища 60°. Кроме центрального аэролифта предусмотрено восемь трубок диаметром 26 мм для окисляющего воздуха, пропущенных до уровня конусного днища. В первом из чанов каждой группы установлено по два паровых змеевика, в остальных — по одному змеевику. Температура в чанах 80°С. Период перемешивания 96 ч. Расход воздуха 113 м3/мин, пара — 150 кг/т, энергии — 11 квт*ч/т.

Из автоклавов и пачуков карбонатная пульпа поступает в сборный бак объемом 254 м3. Фильтрация раствора осуществляется в две стадии: первая — в фильтрах Оливер 3,5х4,82 м, за которыми последовательно установлены восемь фильтров Оливер и четыре фильтра Норзен второй стадии. В первой стадии промывка отработанным раствором производится через перфорированные трубки. Во второй стадии фильтры снабжены двумя промывочными трубами с брызгалами. Влажность кека 18,%, потери растворимого материала 1%, Расход флокулянта в первой стадии составляет 60 г/т, во второй — 10 г/т. В связи с отложением солей в аппаратах первой стадии фильтрации производят очистку нейлоновой фильтроткани пропаркой каждые две недели в течение четырех часов. Хлопчатобумажная ткань RV-34 (во второй стадии) не забивается.

На рис. 240 приведена схема фильтрации.

При выщелачивании в раствор переходит натрийураниловый трикарбонат. В этом же рабочем растворе содержатся бикарбонат и сульфат натрия. В первой стадии осаждения бикарбонат переводят о карбонат, во второй стадии осаждают диуранат натрия.

Для обеспечения достаточно полного осаждения, требуется избыток NaOH в количестве 6 г/л. Присутствие в рабочем растворе некоторых примесей ухудшает осаждение и плохо влияет на работу фильтр-прессов. Концентрация NaOH регулируется добавкой извести. При сохранении температуры в пределах 48—54° С в отходящем фильтрате содержится менее 0,105 г/л урана. Схема процесса осаждения и упаковки концентрата приведена на рис. 241.

Рабочий раствор с фильтров первой стадии после сборного бака пропускают через два очистителя, рамки которых обтянуты тканью ST-10, под который уложен кокосовый мат. Через каждые двое суток рамки промывают и промазывают составом, уменьшающим забивание ткани.

Раствор в количестве 1200 т поступает в бак 4,8х5,4 м и направляется в мерную емкость, снабженную записывающим прибором. Слив из пяти осадителей направляется в уравнительный бак перед фильтрпрессами, из которых фильтрат, т.е. отработанный раствор, спивается в сборник, откуда он поступает в карбонатную и бикарбонатную башни.

Общая производительность цикла осаждения составляет 1230 т раствора в сутки; длительность цикла 11,4 ч; избыток едкого натра 6,6 г/л; содержание урана в рабочем растворе 2,78 г/л.

Кек с фильтр-прессов репульпируется и перекачивается в две сушилки. имеющие по два шнека длиной 4,8 м, диаметром 250 мм. Давление пара, поступающего через шнеки, составляет 0,33 ати. Отходящий пар подается в скруббер, где улавливаются случайно унесенные частицы преципитата. Сухой желтый кек, содержащий 3,5% влаги, автоматически упаковывается в герметизированном устройстве, снабженном циклоном и мешочным фильтром.

Рудник и фабрика в Порт-Радиуме расположены на берегу Большого Медвежьего озера в 1480 км по прямой к северу от Эдмонгтона (Канада).

Руда, поступающая из рудничного бункера, после дробления подвергается обогащению на гравитационной фабрике, где получается готовый концентрат. Хвосты гравитационного обогащения перекачивают в цех выщелачивания для химической обработки с целью получения химического концентрата.

Переработка хвостов гравитационного обогащения, включая накопленные за период до 1952 г., производится круглый год. Хвосты из отвалов после обезвоживания перекачивают в цех выщелачивания для химической обработки.

Серная кислота, необходимая для выщелачивания, вырабатывается сернокислотным заводом по контактному способу.

Прямые и косвенные расходы по предприятию слагаются из следующих статей (в долларах на 1 т):

Богатые гравитационные концентраты вывозят в летние месяцы па баржах в Уотеруэйс, откуда их доставляют по железной дороге на химический завод в Порт-Хоуп. Значительное количество химического концентрата перевозится авиационной компанией «Эльдорадо», чтобы обеспечить загрузку самолетов в обратном направлении. Остальная часть химического концентрата вместе с гравитационным транспортируется водным путем.

До ввода в эксплуатацию цеха выщелачивания в 1952 г. все хвосты гравитационной фабрики сбрасывали в небольшой залив, расположенный на западе от завода. Значительное количество этих хвостов, накопившееся за предыдущие годы, по содержанию цепных компонентов оправдывало расходы на вторичную их переработку выщелачиванием. Толщина отвала колеблется от 1,2 до 1,8 м; при этом местами он достигает уровня воды, местами же опускается до 27,5 м ниже уровня воды.

Драга обычного типа со всасывающей стальной трубой черпает хвосты на глубине 32 м ниже уровня воды. Гидромонитор у места всасывания разжижает уплотненную массу хвостов, а насос перекачивает ее на гравитационную фабрику для обезвоживания, повторного измельчения и дальнейшей обработки на заводе выщелачиванием.

Гравитационная фабрика, введенная в эксплуатацию в 1933 г., имела производительность по руде 50 т в сутки и выдавала концентрат урановой смолки, В 1940 г. из-за отсутствия спроса и снижения цены на радий, являвшийся основной ценной частью концентрата (урановой смолки) рудник и фабрика были закрыты.

В 1942 г: спрос на уран возрос, и стало возможным снова открыть рудник и фабрику. При возобновлении работы производительность фабрики была увеличена, а ряд изменений технологического процесса позволил увеличить извлечение урановой смолки, особенно из мелких фракций. На этой основе производство велось до конца 1951 г.

В течение 1950 и 1951 гг. был спроектирован цех выщелачивания руд, строительство которого было закончено почти одновременно с реконструкцией гравитационной фабрики в начале лета 1952 г.

В связи с началом эксплуатации цеха выщелачивания задачи гравитационной фабрики были пересмотрены. Поскольку гравитационные хвосты стали перерабатывать в цехе выщелачивания, максимальное извлечение в процессе гравитации перестало иметь большое значение. Задачей гравитационной фабрики стала подготовка руды для переработки в цехе выщелачивания и получение богатого уранового концентрата. Драга, предназначенная для возврата хвостов, накопленных за предыдущее время работы гравитационной фабрики, также начала работать. На гравитационной фабрике было установлено дополнительное оборудование для обезвоживания и измельчения хвостов, добытых драгой.

Поступающая с рудника руда после выборки штуфных кусков на рудосортировочном конвейере дробится до —9,5 мм в две стадии и дробленый продукт поступает в бункер (рис. 242). Для контроля над сортировочной лентой установлен радиометрический прибор.

Дробленая рула подвергается грохочению на три класса: +4,7 мм, -4,7 +2,1 мм и -2,4 мм (рис. 241). Первые два класса, составляющие около 85% исходного материала, обогащают в отсадочных машинах, концентрат сушат и упаковывают в мешки для отгрузки. Хвосты отсадки обезвоживают в классификаторе, измельчают в стержневой мельнице и возвращают на повторное обогащение (рис. 243).

Продукт -2,4 мм поступает в цикл отсадки топкого материала. Этот продукт вначале направляют в гидравлический классификатор, пески идут в отсадочные машины Денвера. Слив поступает в чашевый классификатор Дорра размером 3660 мм, откуда слив перекачивают в 12-метровый сгуститель Дорра для обезвоживания перед выщелачиванием. Пески классификатора Дорра поступают в шестикамерный классификатор, из которого более крупная фракция служит питанием отсадочной машины Денвера. Разгрузку двух последних камер направляют непосредственно на выщелачивание. Концентрат отсадочной машины Денвера высушивают и упаковывают в мешки для отправки.

Хвосты из отсадочных машин Денвера обезвоживают а классификаторе, измельчают в шаровой мельнице и возвращают в классификатор для повторной классификации, после чего они поступают на отсадку. Слив этого классификатора направляют в гидроклассификатор размером 1,83 м, сит которого перекачивают в 12-метровый сгуститель Дорра для сгущения перед выщелачиванием. Пески гидроклассификатора поступают па флотацию для удаления медных минералов, мешающих процессу выщелачивания. Хвосты флотации присоединяются к материалу, поступающему на переработку в цех выщелачивания.

Хвосты из хвостохранилища перекачивают на фабрику и обрабатывают в двух гидроклассификаторах размером 3050 мм. Слив этих классификаторов направляют в 12-метровып сгуститель или дорклон, в зависимости от количества присутствующих мелких классов. Слив последнего идет и отвал, а пески направляют в цех выщелачивания. Пески гидроклассификаторов поступают на измельчение в шаровую мельницу 1,5х1,5 м, а затем — в классификатор Дорра 1,2х6,4 м. Слив классификатора после флотации медных минералов направляют в цех выщелачивания (рис. 243).

В цех выщелачивания поступают хвосты действующей гравитационной установки, а также хвосты, добытые драгой из хвостохранилища. Процесс выщелачивания представлен на рис. 245. Крупный материал старых хвостов измельчают, после чего пульпа, содержащая приблизительно 21% твердого, перекачивается в цех выщелачивания. Она поступает в трехметровый гидроклассификатор Денвера. Слив, содержащий частицы крупностью -0,074 мм и составляющий 24% исходного сырья, направляют в приемник сгустителя. Пески поступают через 50-мм регулирующий пружинный клапан в классификатор Акинса.

Слив классификатора Акинса содержит 19% твердого; он перекачивается насосом в приемник сгустителя. Пески классификатора поступают в мельницу, работающую с ним в замкнутом цикле.

Шаровая мельница Марси 1524х2438 мм вращается со скоростью 28 об/мин от электродвигателя мощностью 75 л.с. Загрузка мельницы осуществляется ежедневно коваными стальными шарами размером 50, 38 и 32 мм. Средний расход шаров составляет 545 г на 1 т материала, поступающего в шаровую мельницу, или 363 г на 1 т исходной руды. Разгрузка мельницы содержит 63% твердого.

Сгуститель Дорра 15,25х4,27 м увеличивает плотность пульпы с 14,5 до 61% твердого. Чистый слив летом идет в сброс, а зимой — на обогрев, драги. Пески удаляют насосом Доррко и направляют в чан 4880х3050 мм с центральным аэролифтом. Десятидисковый фильтр с размером диска 2590 мм используется для фильтрации сгущенного продукта.

Цикл-выщелачивания начинается в стальном футерованном контактном чане Денвера 1,5х1,5 м, материал из которого поступает в первичные чаны Дорра 4880х5490 мм, в которые подается сжатый воздух.

Серная кислота (93%) подается в каждый чан по 50-мм коллектору и 12,5-мм распределительной сети через ротаметры Шутта и Кортинга.

Через все стадии выщелачивания пульпа проходит самотеком. Последний чан имеет в нижней части отверстие, через которое пульпа откачивается гуммированным насосом в цикл фильтрации. После двукратной фильтрации кек поступает в отвал.

Богатый раствор перекачивается из сборного бака в цикл осаждения для порционной переработки.

Осаждение осуществляется путем добавления заранее приготовленных 93% серной кислоты, порошкообразного алюминия и гранулированного фосфата. После добавки в качестве флокулирующего агента — сепарана производится фильтрация пульпы.

Осадок из фильтров обоих типов через нижние люки выгружается в вагонетки емкостью 0,2 м3 и направляется в сушилку.

Упаковка продукта производится в стандартные металлические барабаны емкостью 113 л, закрывающиеся крышкой с замком; они взвешиваются на платформенных весах со стрелочным указателем. Загрузка барабанов осадком осуществляется из бункера с помощью вибратора У-57 через 230-мм поворотную разгрузочную задвижку. Иногда упаковку барабанов необходимо производить с помощью гидравлической трамбовки Синтрона модели Н-550. При наполнении барабанов отсос пыли от рабочего места осуществляется с помощью вытяжного вентилятора производительностью 51 м3/мин через мешочный фильтр.


Имя:*
E-Mail:
Комментарий:
Информационный некоммерческий ресурс fccland.ru © 2020
При цитировании и использовании любых материалов ссылка на сайт обязательна