Извлечение частиц восстановленного до металла никеля в никелевые или ферроникелевые концентраты после охлаждения и измельчения огарка до 50-- 100 мкм осуществляется методами магнитной сепарации (поскольку металлический никель ферромагнитен), флотации или их сочетанием.

Для комплексной переработки латеритовых руд месторождения «Хомонхоф» (схема представлена на рисунке 1), содержащих 0,86 % никеля, 46,48 % железа, 0,31 % кобальта и 3,56 % хрома, фирмой «Фудаи Сейтецу» (Япония) позволяющая получать богатый никелевый концентрат (52 % никеля), железосодержащий никелевый концентрат (12,9 % никеля), хромовый и магнетитовый концентраты, содержащие соответственно более 30 % хрома и 60 % железа.

Рисунок 2 - Технологическая схема процесса обогащения месторождения «Хомонхоф»

3. Расчет принципиальной схемы обогащения

Ориентируясь на литературные источники, определяем содержание полезных компонентов в концентратах и извлечение полезных компонентов в родные концентраты. Заносим выбранные и принятые технологические показатели в таблицу 2.

Таблица 2 - Технологические показатели

Рассчитываем недостающие показатели для заполнения таблицы 2. Определяем выходы продуктов принципиальной схемы обогащения по формуле:

(1)

где «к» - концентрат, «пк» - полезный компонент.

,

,

,

,

Далее проводим расчет извлечений полезных компонентов в не одноименные концентраты:

(2)

,

,

,

,

,

,

Определяем извлечения полезных компонентов в хвосты:

(3)

,

,

,

Рассчитываем содержание полезных компонентов в хвостах:

(4)

,

,

,

Заносим недостающие расчетные технологические показатели в табл.2

Таблица 3 - Технологические показатели

Производим проверку составлением баланса по каждому полезному компоненту:

(5)

Баланс по меди:

,

Баланс по пириту:

,

Баланс по вольфраму:

,

Следовательно, расчеты проведены правильно.

4. Технология обогащения руды

Сплошные сульфидные руды 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. руда месторождение никелевый

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.

Этиловый дитиофосфат - 7 г на 1% Сu;

Т-66 - 12 г/т;

МИБК - 6-10 г/т.

Этиловый дитиофосфат - 1,5 г на 1% Cu;

БКК - 25 г/т.

Т -66 - 2 г/т.CaO - 0,5 г/т.

Рисунок 3 - Технологическая схема обогащения медно-никелевой руды

Заключение

Обогащение полезных ископаемых - это ряд процессов переработки полезных ископаемых, конечным результатом которых является получение товарных продуктов или продуктов, пригодных для последующей химико-металлургической или другого рода переработки.

Переработка полезных ископаемых осуществляется на обогатительных фабриках, представляющих собой сегодня мощные высоко механизированные предприятия со сложными технологическими процессами.

Практика подтверждает принципиальную возможность применения флотации для разделение любых минералов, и область применения ее в различных отраслях хозяйства все время расширяется.

При выполнении курсового проекта были рассчитаны технологические показатели медно-никелевой руды. Подобрана технологическая схема и реагентный режим обогащения.

Список использованных источников

1. Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных металлов / А.А. Абрамов. - М.: Изд-во Моск. горн. ун-та. Т. 3 (В 2 кн.): Кн. 2.: Pb, Pb-Cu-Zn, Cu-Ni, Co-, Bi-, Sb-, Hg-содержащие руды. - 2005. - 469 с.

2. Абрамов А.А. Флотационные методы обогащения / А.А. Абрамов. - М.: Недра, 1993. - 411 с.

3. Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных металлов / А.А. Абрамов. - М.: Изд-во Моск. горн. ун-та. Т. 3 (В 2 кн.): Кн.: 1: Рудоподготовка и Cu, Cu-Py, Cu-Fe, Mo, Cu-Mo, Cu-Zn руды. - 2005. - 571 с.

4. Технологии обогащения полезных ископаемых: методические указания по выполнению курсового проекта. Составитель В.В. Трусова - Изд-во ИРНИТУ, 2018. - 15 с.