Характеристика процесса обогащения металлических руд на примере Учалинской обогатительной фабрики

Размещено на http://www.allbest.ru/

Курсовая работа

На тему

Характеристика процесса обогащения металлических руд на примере Учалинской обогатительной фабрики

Введение

Добыча руды и производство цветных и редких металлов с каждым годом возрастают.

Руды цветных и редких металлов отличаются сложностью минерального и химического состава. В большинстве своем они являются комплексными, полиметаллическими, содержащими несколько цветных и редких металлов в виде минералов, совместное присутствие, которых затрудняет или исключает применение металлургических процессов без предварительного разделения их методами обогащения.

В процессе обогащения руд одновременно решается задача удаления из обогащаемых продуктов вредных примесей, присутствие, которых ухудшает качество. Таким образом, цель обогащения руды состоит в том, чтобы отделить полезные минералы от минералов пустой породы и вредных примесей и сконцентрировать их в отдельные продукты, пригодные для химической или металлургической переработки.

Современные обогатительные фабрики ежегодно перерабатывают миллионы тонн полезных ископаемых, с каждым годом совершенствуется техника обогащения, создается новое оборудование, осваиваются новые виды полезных ископаемых и повышается извлечение из них ценных компонентов.

1. Общая характеристика обогатительной фабрики

По административному положению Учалинская обогатительная фабрика входит в состав ОАО «УГОК» и находится на территории г.Учалы Республики Башкортостан. Ближайшими железнодорожными станциями являются ст. Учалы (10 км к северу) с выходом на станцию Миасс и ст. Магнитогорск (120 км к югу) Южно-Уральской железной дороги.

Площадка обогатительной фабрики расположена в 1 км к востоку от г. Учалы.

Первое проектное задание обогатительной фабрики Учалинского ГОКа на производительность 2,5 млн. т. руды в год было разработано в 1955 году институтом "Уралмеханобр".

В соответствии с утвержденным проектным заданием в 1957-1958 гг. были выполнены рабочие чертежи дробильных корпусов и склада дробленой руды и в 1959 году начато их строительство.

Выполнение рабочих чертежей обогатительной фабрики было закончено в 1963 году.

Разработкой технологии обогащения медно-цинковых руд Учалинского месторождения (до 1955 года) занимался, в основном, институт "Уралмеханобр". Им разработана цианидная технология прямой селективной флотации, которая заложена в проект обогатительной фабрики.

Ввиду неподготовленности хвостового хозяйства и очистных сооружений для работы по проектному цианидному режиму, пуск 1 очереди фабрики в 1968 году осуществлен по схеме селективной флотации медно-цинковых руд по бесцианидному режиму (с применением сернистого натрия и цинкового купороса), разработанному коллективом УГОК совместно с институтом "Уралмеханобр".

С целью увеличения объёма переработки руды с июня 1969 года Учалинская обогатительная фабрика переведена на схему коллективно-селективной флотации медно-цинковых руд с использованием технологического и реагентного режима, рекомендованного исследовательской лабораторией комбината.

В 1970 г. была выполнена корректировка проектного задания расширения Учалинского ГОКа до 3,5 млн. т. руды в год.

Производительность 1 секции при этом была принята 1,2 млн. т. руды в год, 2 и 3 секции мощностью соответственно 1,1 и 1,2 млн. т. руды в год. 2 очередь сдана в эксплуатацию в сентябре 1972 г. Строительство фабрики на полную мощность с вводом в эксплуатацию в полном объёме дробильного отделения, 2 и 3 секций корпуса обогащения было закончено в январе 1974 года.

Проектная мощность по переработке руды достигнута в 1974 году.

Учалинская обогатительная фабрика запроектирована на переработку учалинской медно-цинковой руды. Фактически же кроме Учалинской с 1969 по 1982 г. перерабатывались руды месторождения им. XIX партсъезда, с 1982 года перерабатываются руды Молодежного месторождения, с марта 1992 года начала поступать в переработку руда подземного Узельгинского рудника. Кроме того, из-за необеспеченности загрузки фабрики в полном объёме местным сырьем, начиная с 1986 года на УОФ осуществлялась переработка привозных руд, в том числе гайской, николаевской, яман-касинской, карабашской, александринской.

Специалистами Учалинской обогатительной фабрики и исследовательской лаборатории совместно с институтами «Гинцветмет», «Унипромедь» разработаны, внедрены и постоянно совершенствуются развитые схемы обогащения, технологические и реагентные режимы в соответствии с технологическими свойствами перерабатываемых руд.

До 1981 года обогащение медно-цинковых руд Учалинского месторождения осуществлялось по классической коллективно-селективной схеме флотации с доизмельчением коллективного и грубого медного концентратов. С 1982 года технология обогащения учалинских руд включает получение по коллективно-селективной схеме флотации грубого цинкового концентрата с содержанием цинка 20-25%. Грубый цинковый концентрат подвергается операции доводки в отдельном цикле до содержания цинка 46-48% с требуемыми кондициями по содержанию железа.

В результате исследований, проведенных исследовательской лабораторией УГОКа, детального анализа промышленных данных, изучения вещественного состава руд и продуктов обогащения были найдены пути дальнейшего совершенствования технологической схемы обогащения руды.

В дальнейшем, по мере отработки руд открытым способом и с переходом на подземную разработку 2-х месторождений - Учалинского и Узельгинского, а также в связи с физическим износом основного оборудования, достигнутый уровень суммарного извлечения меди и цинка (до 150%) при высоких эксплуатационных затратах не мог удовлетворять предприятие, не мог обеспечить стабильную работу предприятия.

Вновь назрела необходимость в реконструкции обогатительной фабрики.

СП ЗАО «ИВС», выступившее генеральным подрядчиком проведения реконструкции обогатительной фабрики, осуществило весь комплекс работ разработки технологии, поставки оборудования и средств автоматики. Проектирование было осуществлено АОЗТ «Механобр Инжиниринг».

Все работы выполнялись в условиях действующего производства без снижения объемов переработки, которые распределялись на старое оборудование и новое по мере его ввода в эксплуатацию. Ввод реконструируемых секций осуществлялся поэтапно. I секция была построена за 8 месяцев с начала демонтажа старого оборудования до запуска нового. Фронт медной и коллективной флотации был запущен в эксплуатацию 21.12.2000 г., фронт цинковой флотации - 12.02.2001 г.

Фронт медной флотации объединенной II секции реконструирован и запущен в работу в октябре 2001 г., коллективной флотации в ноябре 2001 г., дофлотации цинка - в феврале 2002 г., цинковой флотации II секции - 20.02.2004г.

Фронт I очереди доводки грубых цинковых концентратов реконструирован и запущен в работу 25.10.2005., дофлотации меди и медно-пиритного продукта - 22.12.2006., дофлотация цинка из хвостов основной медной флотации узла доводки - 29.06.2007г.

В настоящее время работы по реконструкции флотационного отделения завершены.

На 2-х обновленных секциях флотации перерабатываются руды 6-ти сортов в объеме 5,5 млн. т. в год по схеме с последовательным выделением меди и цинка в селективные концентраты с частичной доводкой грубых цинковых концентратов (до 50% от общего объема) до кондиции в узле обезжелезнения с получением готового цинкового концентрата камерным продуктом.

Медно-цинковые руды Узельгинского, Учалинского и Талганского месторождений перерабатываются по коллективно-селективной, селективной схеме обогащения с получением кондиционных медного, цинкового, пиритного и грубого цинкового концентратов с дальнейшей доводкой до кондиционного в отдельном цикле по специально разработанному технологическому и реагентному режиму.

В настоящее время медно - цинковые пирротинсодержащие руды с содержанием цинка менее 1,8% перерабатываются как медные по схеме коллективно-селективной флотации в высокощелочной среде с выводом медной «головки» и получением кондиционного медного концентрата.

Хвосты медной флотации вместе с коллективными хвостами направляются в отвал.

При содержании в руде более 2% цинка ведутся наработки по схеме с выводом медной «головки», грубого медного концентрата, с открытым циклом в цинковой флотации с обезжелезнением грубого цинкового концентрата.

Таким образом, руды, перерабатываемые на обогатительной фабрике, характеризуются сложным вещественным составом, тонким взаимопроростанием сульфидов полезных минералов друг с другом и пустой породой, что требует для их раскрытия тонкого измельчения руды перед флотацией.

Значительное колебание содержаний меди, цинка, серы по участкам в рудах Учалинского месторождения свидетельствует о необходимости тщательного их усреднения перед подачей на обогатительную фабрику.

Введены в эксплуатацию установки шести фильтр-прессов «Diemme» на месте трех сушильных барабанов, что позволяет в одну операцию выпускать медный и цинковый концентрат с кондиционной влагой. Достигнута суммарная производительность медных фильтров - 72 т/час, цинковых фильтров - 72 т/час.

Главной организацией по совершенствованию технологии обогащения перерабатываемых руд до 1992 года являлся институт «Гинцветмет».

В настоящее время работы по совершенствованию технологии возглавляет СП ЗАО «ИВС» в тесном сотрудничестве со специалистами обогатительной фабрики и исследовательской лаборатории.

Силами исследовательской лаборатории и геологической службы комбината проводится опережающее изучение вещественного состава и технологических свойств руд, подлежащих переработке на обогатительной фабрике. По результатам исследований составляются карты обогатимости руд, данные которых используются в расчетных таблицах ежемесячных (годовых) направлений горных работ по рудникам, что дает обогатителям своевременную информацию о качестве поступающих в переработку руд не только по содержанию, но и по показателям обогащения.

С мая 2002 г. хвостовое хозяйство с хвостохранилищем для складирования отвальных хвостов выделено в самостоятельный цех технологических гидротехнических сооружений (ЦТГС)

Таблица 1.1 - Основные и вспомогательные производственные здания

№ п/п	Корпус	Площадь застройки, м2	Строительный объем, м3
1	Навес над бункерами	655	7962
2	Корпус крупного дробления	430	34560
3	Корпус среднего и мелкого дробления	2070	54140
4	Главный корпус (корпус обогащения)	63820	1099194
5	Корпус приготовления реагентов	2520	35200
6	Склад реагентов	2680	22780
7	ФСО с бытовым корпусом	15252	359472
8	Административно бытовой корпус	1080	9174
9	Склад медных, цинковых концентратов	9702	104000

2. Геологическая характеристика Учалинского месторождения

2.1 Медно-цинковая руда

Характерной особенностью минералогии руд месторождения является то, что многие из рудообразующих минералов представлены сериями разностей, различающихся не только по форме выделений и строению агрегатов, но, судя по всем признакам, и по условиям и времени своего образования.

Главным минимальным фоном сплошных руд является пирит, в массе которого распределены халькопирит и сфалерит, являющиеся основными минеральными формами главных ценных компонентов руд: меди и цинка. Другие минералы являются второстепенными или редкими и их промышленное значение (за некоторым исключением) обычно невелико.

Из текстур преимуществом пользуется массивные, пятнистые, брекчиевидные, полосчатые, скрытокристаллические.

Структура руды самая разнообразная: мелкозернистая, интерспициальная, петельчатая, цементная, микроколломорфная, эмульсионная, реже колломорфная.

Пирит является наиболее распространенным минералом руды, составляет 75 - 78 % от рудной массы. Наиболее часто встречающиеся размеры его выделений составляют от 0,5 до 1,2 мм.

Обилие тонкозернистых включений халькопирита и сфалерита в пирите, а также развитие нерудных минералов в интерспециях зерен пирита обуславливают сложные взаимопрорастания этих минералов и трудности их раскрытия при измельчении.

Медные минералы в руде представлены в основном халькопиритом, редко блеклой рудой и борнитом, и в единичных случаях - ковеллином и халькозином. Среднее содержание халькопирита в медно-цинковых рудах не превышает 3 -5 %.

В массивной медно-цинковой руде халькопирит наблюдается преимущественно в ассоциации с пиритом, во вкрапленных - образует рассеянные, тонкозернистые и прожилково-зернистые агрегаты среди нерудных минералов. Сложные срастания халькопирита со сфалеритом типичны, в богатых цинком сплошных рудах зоны теснейших срастаний этих минералов нередки. Значительно реже халькопирит и сфалерит образуют в пирите обособленные прожилки, зерна, агрегаты.

Сфалерит образует преимущественно теснейшие взаимные прорастания с пиритом и халькопиритом, часто отмечаются срастания сфалерита с нерудными минералами. Размер чистых полей сфалерита колеблется от 0,02 до 0,2 мм. Форма его выделений - неправильные агрегаты, зерна, прожилки.

Преобладающее количество сфалерита представлено высокожелезистым темно-серым марматитом и лишь в незначительных количествах встречается кремовато-коричневая его разновидность (клейофан).

Тонкие прожилковые выделения блеклой руды довольно часто наблюдаются по трещинам и в межзерновых промежутках агрегатов пирита или внутри зерен халькопирита, ассоциирующего с пиритом, нередко блеклая руда образует неравномерную вкрапленность среди нерудных минералов или в срастании с галенитом, сфалеритом и пиритом. Размер включений блеклой руды в пирите от 0,006 до 0,15 мм, редко до 0,5 мм.

Нерудными минералами в массивных рудах являются кварц, серицит, хлорит, кальцит, реже эпидот; на флангах в висячем боку рудных тел, в цементе брекчиевидных руд широко развит барит до пяти-восьми процентов.

Повышенные количества нерудных минералов затрудняют осаждение пирита в сгустителях фабрики.

В целом медно-цинковые и цинковистые руды Учалинского месторождения как типичный комплекс сульфидных минералов, характерных для колиданных месторождений Урала, с весьма тесным и тонким их взаимопрорастанием, представляют собой сложный объект для обогащения в части их раскрытия и разделения.

Таблица 2.1 - Минеральный состав медно-цинковой руды

Рудные минералы	содержание, %	Нерудные минералы	содержание, %
1	2	3	4
Пирит FeS2	75,0 - 78,0	Кварц SiO2	6,0 - 8,0
сфалерит ZnS	4,0 - 6,0	Кальций CaCo3	1,5 - 2,0
Халькопирит CuFeS2	2,5 - 2,7	Алюмосиликаты	4,0 - 4,5
Блеклые руды 3Cu2S As2S2	0,2 - 0,3	Барит BaSO4	3,0 - 5,0
Ковелин Cu2S3	ед. зерна
Борнит Cu5 FeS4	ед. зерна
Галленит PbS	ед. зерна
Гематит FeO3	ед. зерна
АрсенопиритFe ASS	ед. зерна

2.2 Медная вкрапленная руда

Медная вкрапленная руда представлена свежими (добываемыми одновременно с МЦК - рудами) и лежалыми разностями.

Медная лежалая некондиционная руда относится к типу вкрапленных сульфидных руд. Главные рудообразующие минералы: пирит (18 -35 %), халькопирит (1,0 - 1,2 %), сфалерит (1,3 %). Нерудные минералы - кварц, серицит, хлорит, кальцит. В незначительных количествах присутствуют теннантит, борнит, ковеллин.

Сульфиды в массе руды представлены пиритом от редкой неравномерно рассеянной до густой сплошной и прожилковой вкрапленности в кварц - серицитовых пород.

Халькопирит и сфалерит в пустой породе представлены в основном в виде маломощных прожилок. Чаще эти минералы вместе или изолированно друг от друга заполняют межзерновые промежутки пирита в виде прожилковидных и неправильных выделений, тесно ассоциируя с нерудными минералами.

Незначительная часть халькопирита и сфалерита образуют тесные срастания с пиритом. Зерна халькопирита имеют размеры от10 - 20 до 130 мкм, выделения сфалерита от 10 - 20 до 200 мкм.

2.3 Руда нижних горизонтов Учалинского месторождения

Минералогическое исследование образцов руд, отобранных с глубинных горизонтов (300 - 470 м) различных участков Учалинского месторождения, показало, что все изученные пробы характеризуют медно-цинковые, медные и цинковые сплошные колчеданные руды.

Южная часть месторождения представлена медно-цинковыми и цинковыми рудами с содержанием цинка от 030 до 6,50 %, меди от 0,40 до 1,60 %, цинка от 0,30 до 6,50 %.

В руде центральной части меди содержится от 0,4% до 1,20 %, цинка от 1,30 % до 8,5 %.

Содержание серы в рудах на уровне 39 %.

Текстура руд - массивная, колломорфная, брекчиевидная, пятнистая; полосчатая структура разнозернистая, тонкозернистая, идиоморфная, гипидиоморфная, аллотриоморфнозернистая.

Основные рудообразующие минералы: пирит, сфалерит, халькопирит; второстепенные: блеклые руды, галенит, магнитит, гематит, редко арсенопирит, борнит.

Нерудные: кальций, кварц, серицит, хлорит, барит. Доля нерудных в руде до 20 %.

Основная масса руд представлена пиритом, в среде которого сфалерит, халькопирит, блеклые руды и другие рудные и нерудные минералы образуют выделения разнообразных форм и размеров.

3. Технологический процесс обогащения

Технологический процесс обогащения руд на Учалинской обогатительной фабрике состоит из следующих операций:

дробление;

измельчение;

флотация;

приготовление реагентов;

сгущение;

фильтрация;

сушка;

подготовка концентратов к отгрузке (шихтовка);

отгрузка.

3.1 Дробление

Дробление - это разрушение твердого кускового материала на более мелкие куски под действием внешних механических нагрузок. При дроблении куски горных пород разрушаются в результате приложенной к ним деформации различного вида: сжатия, растяжения, изгиба, сдвига (скола). Выбор способа и схемы дробления зависит от физических свойств перерабатываемого сырья, его крупности и требований к гранулометрическому составу дробленого продукта.

Одним из основных технологических показателей дробления является степень дробления i. Под степенью дробления (i) понимают отношение размера максимальных (номинальных) кусков в питании D к размеру максимальных (номинальных) кусков в дробленом продукте (d).

Обычно степень дробления для щековых и конусных дробилок невелика и составляет от 2 до 5, поэтому материал от исходной крупности до требуемой дробят в несколько стадий.

В зависимости от объемов переработки руды возможна работа по одному или двум параллельным потокам одновременно.

Самостоятельность потоков позволяет принимать и дробить одновременно 2 сорта руды.

Доставка руды в приемные бункера корпуса крупного дробления производится по железной дороге думпкарами грузоподъемностью 105 т. Полезная емкость каждого бункера 900 т.

Наличие передвижных конвейеров №№5,6 позволяет осуществить перевод руды с технологического потока №1 конвейером №5 на конвейер №8 технологического потока №2. Наличие реверсивных конвейеров №17,18 позволяют подавать различный сорт руды на любую из трех секций в бункера главного корпуса.

При вынужденной остановке одной из дробилок мелкого дробления технологический поток может работать с половинной производительностью.

Бракованной продукцией является выпуск дробленой руды с содержанием класса +20 мм более 16 %. При выпуске брака необходимо остановить технологический поток дробления и проверить ширину разгрузочных щелей дробилок. Для исключения брака ширина разгрузочных щелей дробилок не должна превышать режимных параметров.

Дробильное отделение Учалинской обогатительной фабрики состоит из:

корпуса крупного дробления;

корпуса среднего и мелкого дробления;

и представлено двумя самостоятельными потоками, идентичными по технологической схеме.

В зависимости от объемов переработки руды возможна работа по одному или двум параллельным потокам одновременно.

Самостоятельность потоков позволяет принимать и дробить одновременно 2 сорта руды.

Доставка руды в приемные бункера корпуса крупного дробления производится по железной дороге думпкарами грузоподъемностью 105 т. Полезная емкость каждого бункера 900 т.

Исходная руда крупностью - 800 мм из приемных бункеров пластинчатыми питателями ПП1-18-120 подается на 1 стадию дробления в щековые дробилки (1 поток - СМД 118 - 1, 2 поток - СМД 118 - 1А). Степень дробления 1 стадии - 2,85.

Дробленая руда крупностью -300 мм системой ленточных конвейеров: I поток - № 5, 7; II поток - № 6, 8 подается на 2 стадию дробления, которая осуществляется в конусных дробилках:

I поток - дробилка № 23 КСД-2200 Гр-ВД;

II поток - дробилка № 24 КСД-2200 Гр-ВД.

Степень дробления 2 стадии - 3,5.

Дробленая руда крупностью - 85 мм поступает на контрольное грохочение. Под каждой дробилкой расположено по 2 грохота. Под дробилкой № 23 грохота №№ 29, 31, (ГИТ-52М), под дробилкой № 24 грохота № 30 (ГСТ-52УМ), № 32 (ГСТ-52МУ). На грохотах ГИТ-52 установлены сита с ячейками O35 мм, на грохоте ГСТ-52МУ - 25х25 мм, на грохоте ГСТ-52УМ - 20х20 мм.

На 3 стадию дробления поступает класс -85+30 мм - надрешетный продукт грохотов.

Соотношение единиц дробильного оборудования по стадиям составляет 1:1:2.

Бракованной продукцией является выпуск дробленой руды с содержанием класса +20 мм более 16%. При выпуске брака необходимо остановить технологический поток дробления и проверить ширину разгрузочных щелей дробилок. Для исключения брака ширина разгрузочных щелей дробилок не должна превышать режимных параметров.

Нормы и параметры, регламентирующие условия ведения технологических процессов дробления и грохочения, представлены в таблице 3.1

Таблица 3.1- Нормы и параметры процессов дробления и грохочения

N п/п	Параметры технологического процесса	Показатели
1	Заполнение приемных бункеров рудой (постоянно), не менее, т	100
2	Крупность руды, мм в питан. 1 стадии дробления в питан. 2 стадии дробления в питан. 3 стадии дробления	Не более 800 Не более 300 Не более 85
3	Размер разгрузочной щели дробилки, мм 1 стадии дробления 2 стадии дробления 3 стадии дробления	15040 30-60 5-15
4	Размер отверстий сита грохота ГИТ-52М, O мм ГСТ-52МУ, мм: ГСТ-52УМ, мм:	35 25-25 20х20
5	Содержание класса +20 мм в дробленой руде, %	Не более 16
6	Частота замеров и регулировки ширины щелей дробилок 1 стадии дробления 2 стадии дробления 3 стадии дробления	1 раз в 7 суток 1 раз в 5 суток 1 раз в сутки
7	Периодичность замены дробящих футеровок, месяц щековых дробилок конусных дробилок среднего дробления конусных дробилок мелкого дробления	1,5-2 3 4

Конкретные режимные параметры на определенные периоды разрабатываются и утверждаются в виде технологических режимов.

3.2 Измельчение и классификация

3.2.1 Теоретические основы процесса измельчения и классификации

Процесс измельчения применяется для доведения минерального сырья до необходимой крупности, определяемой крупностью прорастания зерен полезного компонента друг с другом и пустой породой. Способы измельчения - раздавливание, удар, истирание, излом.

В процессе измельчения куски и частицы пород разрушаются внешними силами преимущественно по ослабленным сечениям, трещиноватостям и другим дефектам в структуре пород. Степень измельчения (i) характеризуется отношением размеров кусков исходного материала (D) к размеру кусков продукта измельчения (d).

При измельчении в несколько стадий общая степень измельчения равна произведению степеней измельчения в отдельных стадиях. Мельницы могут работать в открытом цикле, при котором материал проходит через мельницу один раз, или в замкнутом цикле с гидроциклонами, классификаторами, крупный продукт которых непрерывно возвращается в мельницу на доизмельчение.

Измельчающими аппаратами являются барабанные механические мельницы мокрого измельчения с мелющими телами (стержнями, шарами, цильпебсами).

Барабанные мельницы с центральной разгрузкой предназначены для получения тонкоизмельченного продукта за счет низкой скорости перемещения материала в осевом направлении.

Измельчение руды всегда сопровождается классификацией по крупности - разделением исходного материала на два или несколько классов крупности.

Для проведения тонкой классификации частиц порядка 5- 40 микрон применяют гидроциклоны, в которых процесс разделения происходит под действием силы тяжести частиц в поле центробежных сил.

Центробежная сила возникает в результате подачи пульпы в гидроциклоны под давлением по касательной, под определенным углом к образующей боковой поверхности гидроциклона.

Для получения тонкого по размеру частиц слива необходимо уменьшать диаметр сливного отверстия, увеличить диаметр пескового отверстия или снижать плотность пульпы.

Измельчение дробленой руды осуществляется на трех секциях измельчительного отделения главного корпуса.

В качестве мелющих тел на фабрике используют стержни и шары, цильпебсы.

Неснижаемый запас в главном корпусе шаров должен быть не менее 200 т, стержней 75 т.

Оптимальный вес стержневой загрузки = 85 т, шаровой загрузки рудных мельниц 85-90 т.

Догрузку стержней в мельницы производит старший машинист мельниц с помощью стержнезагрузочной машины.

Догрузку шаров в мельницы производит машинист мельниц через специальные установки у каждой мельницы контейнером грузоподьемностью 5 т.

Проверка шаровой загрузки производится при планово-предупредительных ремонтах (ППР) мельниц и при загрублении рудного помола. Состояние загрузки мельниц фиксируется в специальном журнале.

Для отделения скрапа от пульпы на разгрузке мельниц установлены бутары и скрапоуловители.

Контроль за поставкой в цех шаров необходимого сортамента, их учет и списание на тонну переработанной руды, контроль за оптимальной шаровой загрузкой по весу и сортаменту производит старший машинист мельниц главного корпуса.

3.2.2 Описание технологической схемы измельчения и классификации

Измельчение дробленой руды осуществляется на трех секциях измельчительного отделения главного корпуса.

В рудном цикле на каждой секции установлено по 3 мельницы, в том числе по одной стержневой МСЦ 3600х4500 и по две шаровых МШЦ 3600х5000.

В цикле доизмельчения: на I секции по одной МШЦ 3600х4500 и МШЦ 3200х4500; на II секции одна МШЦ 3200х4500 и две МШЦ 2700х3600; на III секции две МШЦ 3200х4500. Объем мельниц по секциям указан в таблице 3.2

Таблица 3.2-Объем мельниц по секциям

Секция	1 стадия измельчения	2 стадия измельчения	3 стадия измельчения	Доизмельчение	Общий объём мельниц по секциям, м3
				1	2	3
	Техн. № мел.	V, м3	Техн. № мел.	V, м3	Техн. № мел.	V, м3	Техн. № мел.	V, м3	Техн. № мел.	V, м3	Техн. № мел.	V, м3
1	1	40	3	45	2	45	4	40	5	32	19	17,5	219,5
2	6	40	8	45	7	45	9	32	10	17,5	16	17,5	197
3	11	40	13	45	12	45	14	32	15	32	20	17,5	211,5
		120		135		135		104		81,5		52,5	628

Дробленая руда из параболических бункеров (их два) объемом 12000 куб. м и ящичного (один) объемом 4000 куб. м с помощью системы конвейер-питателей (№№ 23, 23а, 24, 25, 25а, 26, 27, 28, 29, 30) и сборных ленточных конвейеров (31, 32, 33) подается в стержневые мельницы 1-ой стадии измельчения (М-1, М-6, М-11). Перед поступлением в мельницы руда взвешивается на конвейерных электронных весах типа «ТЕН30-М», установленных на наклонных сборных конвейерах №№ 31, 32, 33.

Для достижения необходимой тонины помола до 80-85% класса менее - 0,074 мм перед коллективной флотацией руда измельчается в три стадии.

1-ая стадия измельчения осуществляется в стержневых мельницах, которые работают в открытом цикле.

Разгруз стержневых мельниц самотеком поступает в шаровые мельницы с центральной разгрузкой 2-ой стадии измельчения (М-3, М-8, М-13). Мельницы работают в замкнутом цикле с гидроциклонами ГЦ-71, которые предназначены для классификации материала по крупности (эффективность работы гидроциклонов контролируется по классу -0,074 мм). Пески гидроциклонов 1-ой стадии классификации возвращаются в мельницы 2-ой стадии измельчения, слив гидроциклонов через насосы на классификацию в гидроциклоны ГЦ-71 + ГЦ-50 (двойная классификация), что является 3-ей стадией измельчения.

Слив гидроциклонов 2-ой стадии классификации является питанием флотации, пески гидроциклонов (ГЦ-71 + ГЦ-50) 2-ой стадии классификации поступают в мельницы 3-ей стадии измельчения (М-2, М-7, М-12), работающие в замкнутом цикле с этими гидроциклонами.

Компоновка мельниц и гидроциклонов рудного измельчения произведена таким образом, что возможен перевод:

2-ой стадии измельчения и классификации в режим работы 3-ей стадии измельчения и классификации;

трехстадиальной схемы измельчения на двухстадиальную с контрольной или без контрольной классификации;

слива гидроциклонов 3-ей стадии измельчения 1-ой секции в питание коллективной флотации 2-ой секции.

при вынужденной остановке II-ой стадии (М-3, М-8, М-13) или III-ей стадии (М-2, М-7, М-12) измельчения I, II, III секций потоки могут работать с производительностью 120-140 т/час.

На I-ой, II-ой, III-ей секциях измельчения установлены насосы «Варман» с гидроциклонными установками «Доберсек». На I-ой стадии классификации установлены насосы 8/6 ЕУ-АН с гидроциклонами ГЦ-660 (насосы № 73, 74, 56В) и установлен насос 10/8 EY-М с гидроциклоном ГЦ-660 (насос 55Б) и насос 10/8 EY-М с гидроциклонами ГЦ-71 + ГЦ-50 (насос 62Б). На II-ой стадии классификации установлены насосы 10/8 ЕУ-М с гидроциклонными батареями ГЦ 600х2 (насосы № 72, 59Б, 61В).

При работе I-ой секции по коллективно-селективной схеме доизмельчение 1-ой коллективной флотации (пенный продукт ф/м № 3, 4) и 2-ой коллективной флотации (пенный продукт ф/м № 5, 6) производится в шаровой мельнице с центральной разгрузкой М-4 (МШЦ 3600х4500). На моносекции доизмельчение 1-ой коллективной флотации (пенный продукт ф/м № 22 - 25) и 2-ой коллективной флотации (пенный продукт ф/м № 26, 27, 32) - в М-15 (МШЦ 3200х4500).

Доизмельчение грубого медного концентрата 1-ой секции (пенный продукт ф/м № 1) производится в шаровой мельнице с центральной разгрузкой М-16 (МШЦ 2700х3600); моносекции - (пенный продукт ф/м № 21) производится в М-14 (МШЦ 3200х4500), (М-10 (МШЦ 2700х3600)), которые работают в замкнутом цикле с гидроциклонами ГЦ-50.

Доизмельчение 2-го коллективного концентрата 1-ой секции (пенный продукт ф/м №№ 5,6) и 2-го коллективного концентрата моносекции (пенный продукт ф/м №№ 26, 27, 32) производится, соответственно, в шаровых мельницах с центральной разгрузкой М-5 (М-9) (МШЦ 3200х4500) в замкнутом цикле с ГЦ-50 и ГЦ-40 с насосом Warman 10/8EY-M соответственно с последующей подачей слива гидроциклонов в сгустители №№ 4, 5.

Доизмельчение медно-пиритного концентрата, выделенного из грубого цинкового концентрата трех секций в узле доводки грубых цинковых концентратов, производится в М-19 (МШЦ 2700х3600), в замкнутом цикле с ГЦ-36, слив г/циклонов поступает на АЧ № 24 (к/ч-25).

Доизмельчение хвостов ф/м № 43 (первая перечистка грубого цинкового концентрата) производится в М-20 (МШЦ 2700х3600) в замкнутом цикле с ГЦ-36, слив г/циклонов поступает в промежуточный карман перед 4-й камерой ф/м № 41. Предусмотрена возможность подключения: дробление руда измельчение геологический

М-9 в роли М-5 и М-5 в роли М-9 (доизмельчение пенного продукта ф/м №№ 5 и 6, хвостов цинковой флотации ф/м № 15 I-ой секции и пенного продукта ф/м №№ 26, 27, 32, хвостов цинковой флотации ф/м № 28, хвостов медной флотации ф/м № 17, хвостов медной флотации ф/м № 1). Сливы гидроциклонов поступают в сгустители №№ 4, 5;

М-4 и М-5 в роли М-15 (доизмельчение пенного продукта ф/м №№ 22-25, 26, 27, 32), сливы гидроциклонов поступают в основную медную флотацию ф/м № 21;

М-10 в роли М-14 (доизмельчение грубого медного концентрата моносекции - пенного продукта основной медной флотации ф/м № 21), сливы гидроциклонов поступают в первую перечистку медной флотации ф/м № 19;

М-10 в роли М-16 (доизмельчение грубого медного концентрата 1-ой секции - пенного продукта ф/м № 1), сливы гидроциклонов поступают в первую перечистку медной флотации ф/м № 7;

М-14 в роли М-19 (доизмельчение Cu-Py концентрата);

М-9 на доизмельчение хвостов ф/м № 9, 33.

Конкретные режимные параметры рудного измельчения и доизмельчения промпродуктов регламентируются утвержденными в установленном порядке технологическими режимами.

В качестве мелющих тел на фабрике используют стержни шары и цильпебсы.

Неснижаемый запас в главном корпусе шаров должен быть не менее 200 т, стержней 75 т.

Оптимальный вес стержневой загрузки = 85 т, шаровой загрузки рудных мельниц 85-90 т.

Загрузка мелющими телами мельниц цикла рудного измельчения и доизмельчения производится в соответствии с таблицей 4.5.

Догрузку стержней в мельницы производит старший машинист мельниц с помощью стержнезагрузочной машины.

Догрузку шаров в мельницы производит машинист мельниц через специальные установки у каждой мельницы контейнером грузоподьемностью 5 т.

Проверка шаровой загрузки производится при планово-предупредительных ремонтах (ППР) мельниц и при загрублении рудного помола. Состояние загрузки мельниц фиксируется в специальном журнале.

Для отделения скрапа от пульпы на разгрузке мельниц установлены бутары и скрапоуловители.

Контроль за поставкой в цех шаров необходимого сортамента, их учет и списание на тонну переработанной руды, контроль за оптимальной шаровой загрузкой по весу и сортаменту производит старший машинист мельниц главного корпуса.

Таблица 3.3

Наименование вида измельчения	Количество загруж. мелющих тел в зависимости от диаметра, %	Вес разовой загрузки не более, т	Периодичность загрузки не реже
	Стержни, мм	Шары, мм
	120	100	100	80	60	40
I Стадия	100	-	-	-	-	-	5 - 7	2 раза в неделю
II Стадия	-	-		60	40	-	5 - 10	2 раза в неделю
III Стадия	-	-		50	50	-	5 - 10	2 раза в неделю

Примечание:

вместо шаров O60 мм во все мельницы 3-ей стадии измельчения ( М-2, М-7, М-12 ) загружаются цильпебсы O32 мм;

3.3 Флотация

3.3.1 Теоретические основы процесса флотации

Метод флотационного обогащения полезных ископаемых основан на различии в физико-химических свойствах поверхности минералов, их способности в тонкоизмельченном состоянии смачиваться водой. Способность поверхности минералов смачиваться водой можно изменять искусственно, применяя флотационные реагенты. Путем подбора флотационных реагентов можно создать такие условия, при которых одни минералы будут флотироваться, а другие не будут т.е. создать условия для селективного разделения этих минералов. Так реагенты-собиратели (коллекторы) закрепляются на поверхности минералов, которая становится несмачиваемой, т. е. гидрофобной. Гидрофобные частицы прилипают к пузырькам воздуха и выносятся на поверхность пульпы, где образуют слой минерализованной пены, которая снимается в виде пенного продукта или концентрата. Гидрофильные, т.е. смачиваемые минеральные частицы остаются в объеме пульпы и выносятся из флотационной камеры через песковые отверстия, расположенные у днища камер и через специальные разгрузочные устройства - шибера.

3.3.2 Описание технологических схем флотации

Медно-цинковые, медные сплошные и вкрапленные руды Учалинского, Узельгинского, Молодежного и Талганского месторождений перерабатываемые на фабрике, представляют сложный комплекс сульфидов меди, цинка и железа, отличающийся труднообогатимостью.

Труднообогатимость перерабатываемых руд обусловлена:

- тесной ассоциацией сульфидов при весьма неравномерной вкрапленности. Наиболее полное раскрытие минералов меди, цинка и железа осуществляется только в самых тонких классах - 0,030 мм;

- большой многосортностью руд в одном месторождении (медно-цинковые, медные, серно-колчеданные, цинковые, медные вкрапленные) с различным содержанием полезных компонентов;

- разнообразным характером форм выделений меди, которая встречается в виде первичных сульфидов (халькопирита и блеклых руд) и вторичных сульфидов (ковеллина, халькозина и борнита).

Для переработки указанных руд на фабрике действуют две развитых технологических схемы обогащения:

- 1 вариант: коллективно-селективная с доизмельчением коллективного и грубого медного концентрата в отдельном цикле;

- 2 вариант: селективная схема (схема раздельной флотации сульфидов) с доизмельчением 1-го коллективного, 2-ого коллективного и грубого медного концентратов с получением кондиционных медных, пиритных и грубых цинковых концентратов.

Получение кондиционного цинкового концентрата с плановым извлечением по классической коллективно-селективной, селективной схемам флотации из перерабатываемых руд сопряжено с определенными трудностями. Обусловлено это вещественным составом и некоторыми свойствами этих руд: весьма тонкая, доходящая до эмульсионной, вкрапленность сульфидов цинка в пирите, высокая флотационная активность части пирита, наличие различных по флотационным свойствам модификаций сфалерита. Это явилось главной причиной, которая предопределила разработку технологии устойчивого получения цинковых концентратов, включающей:

- получение цинковых «головок» с содержанием цинка 47,0-50,0%;

- получение грубых цинковых концентратов с содержанием цинка 20,0-25,0% по классическим схемам;

- доводку в отдельном цикле грубого цинкового концентрата в двух секциях до высококачественного концентрата с требуемыми кондициями по содержанию цинка и железа.

1) Технологическая схема коллективно-селективной флотации включает:

-межцикловую флотацию после 2-ой стадии измельчения при содержании класса -0,074мм не менее 50-55% при содержании меди в руде не менее 1,0-1,2% по меди;

- измельчение руды до содержания класса -0,074мм не менее 80%;

-выделение «медной головки» при содержании меди в руде не менее 1,0-1,2% по меди;

-извлечение активной части цинковых минералов в цинковую «головку» с ее доводкой в отдельном цикле до кондиционного по пенному варианту;

-доизмельчение коллективного медно-цинкового концентрата до содержания класса 0,044 мм не менее 92%;

-селективную медную флотацию с депрессией сфалерита сочетанием сульфида натрия и сульфата цинка и пирита оксидом кальция;

-доизмельчение грубого медного концентрата до содержания класса 0,044 мм не менее 95%;

-три перечистки медного концентрата;

-сгущение хвостов контрольной медной флотации;

-измельчение хвостов контрольной медной флотации;

-основные и контрольные цинковые флотации с выделением активной части сфалерита в «цинковую головку» с доводкой в отдельном цикле до кондиционного по пенному варианту;

-три перечистки грубого цинкового концентрата;

-доводку грубых цинковых концентратов в отдельном цикле с получением кондиционного цинкового концентрата камерным вариантом с дофлотацией меди из медно-пиритного промпродукта с возвратом медно-пиритного промпродукта в узел цинковой флотации.

2) Технологическая схема селективной флотации включает:

-межцикловую флотацию после 2-ой стадии измельчения при содержании класса -0,074мм не менее 50-55% при содержании меди в руде 1,0-1,2% по меди;

-измельчение руды до содержания класса - 0,074 мм не менее 80%;

-выделение «медной головки» при содержании меди в руде не менее 1,0-1,2% по меди;

-1-ую коллективную флотацию;

-извлечение активной части цинковых минералов в грубый цинковый концентрат с доводкой в отдельном цикле до кондиционного по пенному варианту;

-2-ую коллективную флотацию в высокощелочной среде с выделением основной массы хвостов, представляющих пиритный концентрат при содержании серы в руде более 38%;

-доизмельчение 1-го коллективного концентрата до содержания класса 0,044 мм не менее 93% в отдельном цикле;

-доизмельчение 2-го коллективного концентрата до содержания класса - 0,044 мм не менее 90% в отдельном цикле;

-селективную медную флотацию с депрессией сфалерита сочетанием сульфида натрия и сульфата цинка и пирита оксидом кальция на 1-ом коллективном концентрате;

-доизмельчение грубого медного концентрата до содержания класса - 0,044 мм не менее 96%;

-три перечистки медного концентрата;

-сгущение хвостов контрольной медной флотации, измельченных хвостов первой перечистки цинковых флотаций и доизмельченного концентрата 2-ой коллективной флотации;

-основные и контрольные цинковые флотации с выделением активной части сфалерита в «цинковую головку» с доводкой в отдельном цикле до кондиционного по пенному варианту;

-три перечистки грубого цинкового концентрата;

-в случае выпуска пиритного концентрата хвосты цинковой флотации являются пиритным концентратом;

-доводку грубых цинковых концентратов в отдельном цикле с получением кондиционного цинкового концентрата камерным вариантом с дофлотацией меди из медно-пиритного промпродукта и возвратом медно-пиритного промпродукта в узел цинковой флотации;

Осуществление сгущения - отмывки, процесса десорбции с созданием перед медно-пиритной флотацией определенных условий, которые контролируются и поддерживаются на заданном уровне в соответствии с технологическим и реагентным режимом. Контролируются электродами и поддерживаются на заданном уровне величина окислительно-восстановительного потенциала, рН и концентрации сульфида натрия, обеспечивающие устойчивое, без срыва селекции, проведение всего технологического процесса доводки грубого цинкового концентрата. Процесс доводки разработан специалистами исследовательской лаборатории УГОК и ОФ, внедрен в 1983 году.

3.4 Обезвоживание

Качество концентратов определяется содержанием в них не только ценного компонента или примесей, но и воды (влаги). После флотации концентрат имеет влажность в пределах 50-80%. Допустимое же содержание влаги определяется условиями складирования и транспортирования концентратов и регламентируется в пределах от 3,8 до 9% (в зависимости от наименования концентратов и времени года).

Для достижения регламентированной влажности концентраты обезвоживают.

Обезвоживанием называется процесс удаления воды (влаги) из продуктов обогащения.

Процесс обезвоживания состоит из операций механического удаления воды из продуктов обогащения - сгущения, фильтрации и термической сушки.

3.4.1 Сгущение

Сгущением называются операции обезвоживания мелкозернистых пульп и суспензий, основанные на расслоении их путем осаждения взвешенных в пульпах (суспензиях) твердых частиц под действием силы тяжести и отделения их в виде осадка - сгущенного продукта от жидкости - слива.

Сгущение - процесс повышения содержания твердого в пульпе путем осаждения твердых частиц.

На фабрике сгущение производится в отделении сгущения главного корпуса.

На сгущение поступают медный, цинковый, пиритный, грубый цинковый концентраты и хвосты медной флотации. Для сгущения установлено 10 сгустителей с периферическим приводом диаметром 50 м (8 шт. ) и 30 м (2 шт.).

3.4.2 Фильтрация

Фильтрованием называются операции обезвоживания мелкозернистых пульп и суспензий, основанные на принудительной, под давлением, фильтрации содержащейся в них воды через фильтрующую пористую перегородку (поверхность), непроницаемую для твердых частиц пульпы (суспензии). Твердые частицы, задержанные фильтрующей перегородкой, называются осадком, а вода, проходящая сквозь перегородку, - фильтратом. Фильтрование осуществляется на дисковых вакуум/фильтрах и пресс - фильтрах «Diemme». Рабочим элементом дисковых вакуум-фильтров является фильтрующая поверхность - перегородка. По обеим сторонам фильтрующей перегородки создается разность давлений для принудительной фильтрации воды за счет вакуума - разрежения воздуха - путем откачивания его из-под фильтрующей перегородки.

Фильтрование происходит следующим образом. Пульпа подается на фильтрующую поверхность фильтра. Под действием вакуума вода из пульпы фильтруется через осадок из твердых частиц и фильтрующую поверхность. После накопления достаточного слоя осадка подача пульпы на фильтрующую поверхность прекращается и осадок еще некоторое время просушивается струей воздуха, пропускаемой через него, а затем снимается с фильтрующейся поверхности.

Фильтрование в пресс - фильтрах происходит за счет избыточного давления, создаваемого сжатым воздухом. Исходную суспензию под давлением подают одновременно во все камеры. При заполнении камер происходит процесс фильтрования. Жидкая фаза, проходя через слой фильтроткани, удаляется по специальным каналам между ребрами пластин и отверстиями в плитах. Твердые частицы удерживаются в фильтроткани. Фильтрование продолжается до полного заполнения камер осадком, затем осуществляют отжатие кека и продувку осадка сжатым воздухом. По окончании фильтрования пластины раздвигаются, и готовый концентрат разгружается на ленточный конвейер. После окончания разгрузки и промывки пластин цикл фильтрования повторяют.

Фильтрация концентратов на обогатительной фабрике осуществляется на фильтровальном участке фильтровально-сушильного отделения.

3.4.3 Сушка

Термической сушкой называются операции обезвоживания влажных продуктов обогащения, основанные на испарении содержащейся в них влаги при нагревании сушимого продукта. Материал нагревают горячими газами, полученными при сжигании топлива (мазута). При сушке продукты обогащения обезвоживаются за короткий промежуток времени до воздушно-сухого состояния. Процесс сушки зависит от влажности продукта, подвергаемого сушке, его гранулометрического состава, параметров теплоносителя.

Улавливаемая пыль гидротранспортом направляется в хвостовой лоток.

Во избежание потерь концентратов дренажные смывки из отделений сушки перекачиваются раздельно в сгустители отделения сгущения. Для транспортировки медного и цинкового концентратов в склад имеется по одному конвейерному тракту, для пиритного концентрата-2.

3.4.4 Подготовка концентратов к отгрузке

Подготовка концентратов к отгрузке осуществляется на складах концентратов. Склады медного, цинкового и пиритного концентратов предназначены:

- для раздельного хранения готовых концентратов после сушки;

- для шихтовки некондиционных концентратов по содержанию основных компонентов и по содержанию примесей.

Склады медного и цинкового концентратов - закрытые, с полезным объемом каждого склада 8400 т. Распределение концентратов производится ленточными конвейерами с передвижными самоходными штабелеукладчиками со стрелой 12м.

Разгрузка концентратов из склада, шихтовка некондиционных концентратов производится грейферными кранами грузоподъемностью 15 т (2,5 м3). Выдача концентратов из склада производится ленточными конвейерами с передвижными самоходными бункерами, оборудованными ленточными питателями шириной 1400 мм.

Погрузка концентратов предусматривается в открытые полувагоны ленточными конвейерами, управляемыми дистанционно из помещения железнодорожной весовой.

Склад пиритных хвостов открытый. Полезный объем склада около 40 тыс. м3. Шихтовка и погрузка пирита осуществляется погрузчиком «Вольво» в открытые железнодорожные полувагоны грузоподъемностью 70-75т, и в автотранспорт. Некондиционный пиритный концентрат складируется отдельно, а затем подвергается шихтовке.

4. Энергоснабжение

Внешнее энергоснабжение фабрики осуществляется от районной и главной понизительной подстанции (ГПП), которая на стороне 110 кв подключена к сетям АО «Башкирэнерго». На ГПП и районной подстанции установлены по два трансформатора 110/6 по 20 мвА каждый. В нормальном режиме работы трансформаторы включены каждый на свою систему шин при отключенном межсекционном масляном выключателе.

Схема энергоснабжения оснащена системой автоматического ввода резерва АВР. Коммутационные пункты (КП) фабрики на стороне 6 кв питаются кабельными ЛЭП, положенными на кабельной эстакаде или в кабельном тоннеле. Высоковольтными токоприемниками на обогатительной фабрике являются: высоковольтные двигатели мельниц, дробилок, насосов пульпонасосной станции оборотного водоснабжения и понизительные трансформаторы, которые несут нагрузку низковольтных электродвигателей. Годовое потребление электроэнергии зависит от объема переработки руды и удельного расхода электроэнергии.

4.1 Электроснабжение дробильного отделения

Дробильное отделение снабжается электроэнергией от коммутационного пункта U=6 кв №1. С КП-1 питание подается на 3 силовых трансформатора по S=1000 квА каждый, питающие электрооборудование 0,4 кв дробильного отделения.

4.2 Электроснабжение главного корпуса

Главный корпус снабжается электроэнергией от трех коммутационных пунктов U=6кв №№2,3,4. С КП-2 питание подается на силовые трансформаторы понижающих подстанций с которых запитано электрооборудование 0,4кв первой секции главного корпуса.

С КП-3 и КП-4 аналогично запитано электрооборудование 0,4кв второй и третей секции. На подстанциях установлены, в основном, трансформаторы мощностью 1000квА 610,4кв.

4.3 Электроснабжения фильтровально-сушильного отделения

ФСО снабжается электроэнергией с коммуникационного пункта U=6кв №5. С КП-5 питание подается на силовые трансформаторы понижающих подстанций, с которых запитано электрооборудование 0,4кв ФСО.

4.4 Электроснабжение УПР и ОИ

Реагентное отделение снабжается электростанцией с КП-2 через понижающую подстанцию ТП-6, имеющею два силовых трансформатора мощностью 1000квА.

Известковый завод получает питание от коммутационного пункта №6 через понижающую подстанцию с двумя силовыми трансформаторами мощностью по 400квА каждый.

4.5 Электроснабжение пульпонасосной станции оборотного водоснабжения

Пульпонасосная станция оборотного водоснабжения снабжается электроэнергией от коммутационного пункта «КП пульпонасосной».

5. Водоснабжение

Вода на обогатительной фабрике используется на всех стадиях технологического процесса обогащения.

Наибольший объем воды используется в водно-шламовом процессе обогащения руды. При измельчении руды воду используют для создания определенного соотношения Т:Ж, необходимое для помола, транспортировки и классификации измельченного продукта; при флотации воду подают для создания соотношения Т:Ж пульпы и для транспортировки ценного продукта и хвостов обогащения. Кроме технологического расхода в водно-шламовом процессе вода используется на промывку прободоставки пульпы главного корпуса ОФ, приготовления реагентов, охлаждения маслоохладителей подшипников дробилок, масляных станций мельниц, вакуум-насосов, дымососов, на промывку пресс-фильтров, гидроуборку просыпей и пылеподавление, гидроуплотнение насосов, в дренажных зумпфах, на мокрую уборку помещений.

Действующая система производственного водоснабжения и водооборота состоит из:

- Системы оборотного водоснабжения;

- Системы водоснабжения промышленной водой.

5.1 Система оборотного водоснабжения

Система оборотного водоснабжения действует на основе использования воды, поступающей из хвостохранилища обогатительной фабрики, включает:

- Сливные колодцы и самотечные коллекторы хвостохранилища;

- Насосную станцию оборотного водоснабжения (в насосной станции установлены 4 насоса марки Д-1250/125, производительностью 1250 м3/час каждый);

- Водоводы оборотной воды диаметром 700 мм;

- Резервуар оборотной воды объемом 2000 м3;

- Напорные разводящие сети от резервуара до потребителей.

Осветленная вода от водозаборных колодцев №1 и №5 по системе коллекторов подается на насосную станцию оборотного водоснабжения и далее перекачивается по двум трубопроводам диаметром 700 мм в расходный резервуар объемом 2000 м3.