КАТЕГОРИИ:
АстрономияБиологияГеографияДругие языкиДругоеИнформатикаИсторияКультураЛитератураЛогикаМатематикаМедицинаМеханикаОбразованиеОхрана трудаПедагогикаПолитикаПравоПсихологияРиторикаСоциологияСпортСтроительствоТехнологияФизикаФилософияФинансыХимияЧерчениеЭкологияЭкономикаЭлектроника
Технология переработки железных руд
6.2.1 Общие положения
6.2.1.1 Железистые кварциты, подлежащие переработке на обогатительных фабриках, имеют агрегатную вкрапленность железосодержащих минералов и полосчатую текстуру, поэтому технология их обогащения должна быть стадиальной и предусматривать выделение нерудной фракции по мере раскрытия при измельчении рудных и нерудных минералов.
6.2.1.2 Совокупность операции измельчения до определенной крупности и выделения нерудной фракции представляет собой стадию обогащения. Полученный при этом промежуточный продукт подлежит переработке в последующих стадиях. Количество стадий зависит от характеристики перерабатываемой руды, требований к качеству конечного концентрата и определяется технико-экономическим сравнением вариантов технологий.
6.2.1.3 Крупность руды, поступающей на измельчение, должна соответствовать принятому способу измельчения и обеспечивать максимальную производительность мельниц первой стадии измельчения для принятых условий.
6.2.1.4 Руды, поступающие на переработку, представлены обычно смесью различных типов и разновидностей железистых кварцитов, так как залежи их в месторождениях, как правило, перемежаются и в разработке одновременно может находиться несколько или все типы руд. Для стабилизации исходной руды перед обогащением производится шихтовка руд по типам и разновидностям путем оперативного планирования добычи, а также усреднения руд на складах, в бункерах дробильных и обогатительных фабрик.
6.2.1.5 Перспективными направлениями развития технологии обогащения железистых кварцитов являются:
– снижение крупности дробленой руды до (12 – 16) мм перед измельчением стальными мелющими телами путем использования замкнутого цикла дробления в последней стадии или дробилок специальной конструкции; подбор гранулометрического состава мелющих тел, подбор профиля футеровок мельниц; использование более эффективных классифицирующих аппаратов; при бесшаровом измельчении – оптимизация гранулометрического состава руды; вывод из мельниц скрапа и избытка гали, их додрабливание и доработка либо в отдельном цикле, либо в общем потоке; применение более эффективных классифицирующих аппаратов, в том числе более совершенных конструкций бутар;
– включение в технологическую схему операций для повышения селективности отделения сростков (тонкое грохочение, флотация, магнитное дообогащение);
– разработка и внедрение нового высокопроизводительного и более эффективного технологического оборудования;
– использование внутрифабричного водооборота.
6.2.2 Крупность руды, поступающей на фабрику при открытой и подземной добыче
6.2.2.1 Максимальный размер куска в исходной руде, поступающей на фабрику, устанавливается организацией, проектирующей рудник, и согласовывается с организацией, проектирующей фабрику.
6.2.2.2 При открытой добыче максимально допустимый линейный размер кусков в зависимости от типов применяемых экскаваторов составляет (800 – 1200) мм.
6.2.2.3 Количество кусков максимального размера в исходной руде не должно превышать 5% от общего количества руды.
6.2.2.4 Максимально допустимый линейный размер куска определяется типоразмером применяемых первичных дробилок и проверяется по техническим характеристикам дробильного оборудования.
6.2.2.5 Если руда поступает из шахты (при наличии, как правило, подземного первичного дробления) максимальная крупность поступающей на фабрику руды должна быть
(300 – 400) мм.
6.2.2.6 При установке дробилок крупного дробления в карьере максимальная крупность поступающей на фабрику руды должна составлять (200 – 400) мм.
6.2.3 Усреднение руд и концентратов
6.2.3.1 Организация, проектирующая горную часть горно-обогатительного предприятия, выдает характеристику сырья, поступающего на обогатительную фабрику, и колебания его вещественного состава.
6.2.3.2 Для фабрик по обогащению железных руд специальные усреднительные склады на промплощадке, как правило, не предусматриваются, но устройство буферных емкостей (бункеров) обязательно.
6.2.3.3 В отдельных случаях, когда имеются большие различия технологических разновидностей руды, при соответствующем технико-экономическом обосновании допускается проектирование усреднительного склада исходной руды на промплощадке фабрики.
6.2.3.4 Суммарные затраты на усреднение сырья в карьере, а также сырья и концентрата на обогатительной фабрике должны быть минимальными при достижении требуемой степени усреднения сырья и концентрата, либо окупаться экономическим эффектом в металлургическом переделе. Технические решения при этом условии должны приниматься на основе совместных проработок организаций, проектирующих фабрику и карьер.
6.2.3.5 Необходимость усреднения концентрата в каждом конкретном случае определяется и обосновывается в зависимости от степени однородности рудника, принятой схемы обогащения и последующего использования концентрата. Концентрат должен усредняться, как правило, в виде пульпы перед фильтрованием, в некоторых случаях, при наличии специального оборудования – на усреднительных складах.
Среднее квадратичное отклонение для концентрата перед окомкованием и агломерацией не должно превышать 0,2 по содержанию железа общего, кремнезема и влаги. Отклонение по влаге перед агломерацией не регламентируется.
6.2.4 Схемы дробления. Сухая магнитная сепарация (СМС)
6.2.4.1 Железистые кварциты в зависимости от применяемого метода измельчения дробят до крупности 25 или 300 мм, что позволяет вести дальнейшее тонкое измельчение в барабанных мельницах с применением стальных мелющих тел или самоизмельчением. Дробление осуществляется по четырем принципиально различным схемам: одностадиальной, трехстадиальной с открытым и замкнутым циклом и четырехстадиальной с открытым циклом при применении дробилок специальной конструкции.
6.2.4.2 Количество стадий дробления и конечная крупность дробленой руды для дробильно-обогатительных фабрик определяется крупностью руды, поступающей на фабрику, и принятой схемой измельчения.
6.2.4.2 При измельчении руды стальными мелющими телами и крупности поступающей на фабрику руды 800-1200 мм или 100-300 мм количество стадий дробления принимать, соответственно, три или две.
6.2.4.3 Максимальная крупность кусков дробленой руды, поступающей на измельчение, не должна превышать для мельниц самоизмельчения (300 – 400) мм, для шаровых (12 – 20) мм.
Необходимость повышения максимальной крупности конечного продукта дробления должна обосновываться в проекте фабрики для каждого отдельного случая.
6.2.4.4 Чтобы обеспечить максимальную крупность конечного продукта дробления
(12 – 20) мм, подаваемого на измельчение в шаровые мельницы, для кристаллических железных руд с низким содержанием влаги и без глинистых примесей, следует применять схему с замкнутым циклом дробления или дробилки специальной конструкции.
6.2.4.5 Расчётную циркулирующую нагрузку по избыточному продукту при использовании дробилок типа КМД определять в каждом конкретном случае на основании физических свойств и гранулометрического состава дроблёного материала, также по соотношению ширины разгрузочной щели дробилки и размера отверстий просеивающей поверхности грохота.
6.2.4.6 Замкнутый цикл дробления в последней стадии не применяется при переработке руд, легко разрушающихся в начальной стадии измельчения, руд с большим содержанием кусков плоской формы, а также для фабрик малой производительности. Для руд с повышенным содержанием мелочи, влаги и глинистых разностей необходимо предусматривать операцию предварительного грохочения перед средним дроблением с получением готового продукта.
6.2.4.7 Примеры схемы дробильно-сортировочных и дробильно-обогатительных фабрик с получением кусковой готовой продукции в части отвальных хвостов приведены в приложении В, на рис. В.1.
6.2.4.8 Примеры трехстадиальных схем дробления с замкнутым и открытым циклом в последней стадии для применения на вновь проектируемых обогатительных фабриках, без обогащения перед измельчением, приведены в приложении В, на рис. В.2. Операция предварительного грохочения перед первой стадией дробления при наличии остаточного запаса производительности дробилок, выбираемой по размеру максимального куска, не обязательна.
6.2.4.9 При шаровом измельчении магнетитовых руд типа железистых кварцитов открытой добычи должна применяться, как правило, схема с раздельным предварительным и поверочным грохочением узла мелкого дробления, приведенная в приложении В, на рис. В.3, схема «а».
6.2.4.10 При содержании в исходной дроблёной руде карьерной добычи или руде, поступающей из шахты, значительного количества мелочи (более 30% готового класса
20(16)-0 мм) должна применяться схема «б», рис. В.3 в приложении В.
6.2.4.11 Если необходимо выделение рудной гали для рудогалечного измельчения, может применяться схема «в», рис. В.3 в приложении В.
6.2.4.12 При обосновании схем с открытым циклом применяются схемы с предварительным грохочением перед средним дроблением (схема «а», рис. В.4) или без грохочения схема «б», рис. В.4 в приложении В.
6.2.5 Принципиальные схемы измельчения и обогащения для магнетитовых и окисленных руд и примеры их расчета
6.2.5.1 Для обработки магнетитовых руд типа железистых кварцитов при измельчении стальными мелющими телами и самоизмельчении, как правило, применяются трехстадиальные схемы.
6.2.5.2 Двухстадиальные и одностадиальные схемы шарового и бесшарового измельчения могут применяться для руд некоторых разновидностей, если они обеспечивают требуемое качество и количество концентрата при одинаковых или лучших экономических показателях.
6.2.5.3 Конечная крупность измельчения определяется на основании научно-исследовательских работ по измельчению и обогащению исходной руды и выбирается по минимуму приведенных затрат с учетом металлургической ценности концентрата и восполнения потерь металла при обогащении (замыкающие затраты).
6.2.5.4 Измельчение разделяется на крупное, среднее, тонкое и весьма тонкое. Этим градациям соответствуют ориентировочные пределы номинальной крупности зерен и содержание расчетного класса минус 0,074 или 0,044 мм в продукте измельчения, указанное в табл. 6.5.
6.2.5.5 При весьма тонком измельчении для характеристики крупности готового концентрата и удельной производительности мельницы следует пользоваться также удельной величиной вновь образованной поверхности, измеряемой в м-1, когда величину образованной при измельчении боковой поверхности зерен относят к их объему, и в см2/г когда ее относят к их массе.
Таблица 6.5 –Классификация процессов измельчения руды
| Измельчение | Содержание расчетного класса в продукте измельчения, % |
| Крупное | До 6% класса < 0,074 мм |
| Среднее | До 85% класса < 0,074 мм |
| Тонкое | До 95% класса < 0,074 мм или до 80% класса < 0,044 мм |
| Весьма тонкое | Более 80% класса < 0,044 мм |
6.2.5.6 Необходимая крупность готового концентрата для окомкования оценивается по величине внешней удельной поверхности, которая определяется технологией окомкования. При значении удельной поверхности концентрата менее заданной, для окомкования следует предусматривать его доизмельчение.
6.2.5.7 Соотношение объемов мельниц по стадиям определяется измельчаемостью обогащаемой руды разной крупности и выбирается по результатам технологических исследований и технико-экономического сравнения вариантов.
6.2.5.8 Наиболее распространенные трех- и двухстадиальные схемы измельчения стальными мелющими телами приведены в приложении В, на рис. В.5 и В.6
6.2.5.9 В схемах измельчения по п. 6.2.5.8 может включаться операция измельчения в стержневой мельнице в открытом цикле для подготовки к измельчению в шаровых мельницах или с операцией обогащения на сливе стержневой мельницы для выделения хвостов крупностью (6 – 0) мм или (4 – 0) мм при соответствующем технико-экономическом обосновании в проекте.
6.2.5.10 Схемы с рудным самоизмельчением и полусамоизмельчеием с добавкой шаров, а также комбинированного измельчения показаны в приложении В, на рис. В.7, В.8, В.9 и В.10.
6.2.5.11 Выбор способа измельчения (применение мелющих тел, самоизмельчение, комбинированное, рудногалечное измельчение) должен быть основан на технико-экономическом сравнении с учетом таких факторов как: капитальные и эксплуатационные затраты на дробление по каждому варианту; удельная производительность типов мельниц; стадийное выделение хвостов сухой и мокрой магнитной сепарации различной крупности; сокращение затрат на измельчение и расхода воды, возможность использования хвостов сепарации и экономический эффект и т.д.
6.2.5.11 Расчет технологических схем обогащения железных руд осуществляется для определения качественно-количественных показателей для каждого продукта и осуществляется на основе баланса руды и минералов ее составляющих. Необходимая для расчета информация принимается на основе научно-исследовательских работ, изучения обогатимости руды и показателей практической работы предприятий, перерабатывающих подобные руды по аналогичной схеме. Методика и примеры расчета качественно-количественных схем приведены в приложении Г.
6.2.6 Флотационная доводка для магнетитовых руд
6.2.6.1 Выбор схемы флотационной доводки магнетитового концентрата основывается на принципе получения высоких технологических показателей: массовой доли железа общего в концентрате более 66 %, массовой доли свободного диоксида кремния менее 3,5 %, извлечения железа общего не менее 95 % от операции.
6.2.6.2 Схема флотационной доводки магнетитового концентрата включает цикл доизмельчения, цикл флотации и цикл магнитного обогащения промпродукта. Построение схемы флотации внутри каждого цикла определяется природой руды (крупностью и характером вкрапленности, наличием труднообогатимых гидроокислов железа, флотируемостью породных минералов.
6.2.6.3 При флотационной доводке магнетитовых руд используется:
– флотация с извлечением в пенный продукт нежелезосодержащих минералов на основе применения активаторов и анионных собирателей для этих минералов и депрессоров для подавления рудных минералов (обратная анионая флотация);
– флотация с извлечением в пенный продукт нежелезосодержащих минералов на основе применения катионных собирателей (обратная катионная флотация).
6.2.6.4 Выбор способа флотации должен быть основан на технико-экономическом сравнении с учетом таких факторов, как: качественно-количественные показатели процесса, эффективность обогащения, капитальные и эксплуатационные затраты на флотацию по каждому варианту, экологическая безопасность и т.д.
6.2.6.5 Обратная анионная флотация при доводке магнетитовых концетратов применяется при пониженной жесткости воды, крупной вкрапленности рудных минералов, большом количестве шламов. Расход карбоксильных собирателей, типа мыло сырого талового масла, мыло дистиллированного талового масла и др. определяется технологическими испытаниями и колеблется в пределах (1000 – 2500) г/т исходного сырья. Кроме использования собирателей обязательно применение модификаторов флотации и регуляторов среды (хлористого кальция, барды сульфидных щелоков, едкого натра).
6.2.6.6 Обратная катионная флотация применяется для доводки магнетитовых концентратов в случае тонкой вкрапленности рудных и нерудных минералов. При использовании обратной катионной флотации не требуется умягчения воды. Расход катионного собирателя (амина) колеблется от (75 – 400) г/т исходного концентрата в зависимости от вкрапленности рудных минералов, степени их раскрытия и состава реагента. Рекомендуется применять вторичные амины (флотигам, лилафлот и др.), которые в большей мере селективны по отношению к кварцу, чем к силикатам железа.
6.2.6.7 В схемах с обратной катионной флотацией обязательно предусматривать предварительное обесшламливание исходного сырья, в связи с большой чувствительностью этого процесса к наличию шламов.
6.2.6.8 Схемы с обратной катионной флотацией отличаются экологической безопасностью, так как для аминов характерна практически полная адсорбция на поверхности твердой фазы пульпы.
6.2.6.9 Для руд с мелкой равномерной вкрапленностью типа «магнетит-кварц» применять схему, приведенную в приложении В, на рис. В.11, с основной флотацией кварца и перечисткой пенного продукта.
6.2.6.10 Для руд с пойкилитовой структурой срастания минералов применять схему с основной флотацией кварца, магнитной сепарацией пенного продукта и доизмельчением магнитного промпродукта непосредственно в самой технологической цепочке получения чернового магнетитового концентрата (Приложение В, рис. В.12).
6.2.6.11 Для руд с особенной структурой срастания минералов применять схему с основной флотацией кварца с выделением отвальных хвостов, четырьмя перечистками камерного продукта (концентрата), магнитной сепарацией доизмельченных пенных продуктов перечисток и флотацией магнитного промпродукта (Приложение В, рис. В.13).
6.2.6.12 В целях защиты окружающей среды, сокращения свежей воды и расходов реагентов, в схемах флотационной доводки магнетитовых результатов применять оборот технической воды.
6.2.7 Флотация окисленных руд
6.2.7.1 Схемы, параметры процессов и показатели обогащения окисленных железных руд устанавливаются результатами технологических испытаний. В основе выбора схемы должны быть высокие технологические показатели, полученные при наименьших энергозатратах, и предусматривать комплексность использования сырья.
6.2.7.2 Схемы обогащения окисленных железных руд включают стадии и циклы операций: измельчения, гравитационной, магнитной сепарации и флотации. Число стадий и циклов определяется свойствами руды и ее обогатимостью (крупностью, характером вкрапленности минеральных зерен, наличием шламов, различием магнитных свойств, флотируемостью минералов и породных минералов и так далее). В зависимости от типа руды применяемые схемы обогащения окисленных железных руд подразделяются на магнитные, магнитно-флотационные и флотационные. Для конкретного типа руды наиболее рациональная схема выбирается на основании результатов технологических испытаний.
6.2.7.3 Магнитное обогащение средне- и тонковкрапленных гематитових и мартитовых руд применять как самостоятельную операцию при обогащении богатых руд с получением высококачественного концентрата; при обогащении бедных руд для получения низкокачественного концентрата и его последующим дообогащением флотацией.
6.2.7.4 При обогащении гематитових руд с использованием магнитной сепарации в слабом поле предусматривать предварительный обжиг руды после соответствующего технико-экономического обоснования.
6.2.7.5 При обогащении гематитових руд для повышения качества концентрата использовать тонкое грохочение для концентрации в надрешетном продукте сростков, которые должны обрабатываться в отдельном цикле.
6.2.7.6 При применении мокрой высокоградиентной магнитной сепарации схема должна включать измельчение до крупности 70% класса <74 мкм, два приема высокоградиентной магнитной сепарации с выделением отвальных хвостов; измельчение магнитного продукта до крупности 90% класса <45 мкм; два приема высокоградиентной магнитной сепарации с выделением конечного концентрата и отвальных хвостов. Такая схема обеспечивает получение концентрата с массовой долей железа не более 61 % при его извлечении в концентрат 70%. Наиболее эффективно при этом обогащается материал крупностью 10…74 мкм.
6.2.7.7 Для железосодержащих рудных шламов перед флотацией применять технологическую схему, включающую гидравлическую классификацию в гидроциклоне, селективное диспергирование песков для высвобождения и осаждения кварцевых зерен и селективную флокуляцию железосодержащей части твердой фазы слива.
6.2.7.8 При флотационном обогащении гематитових руд применять прямую флотацию (извлечение железосодержащих минералов в пенный продукт) и обратную флотацию (извлечение нежелезосодержащих минералов в пенный продукт).
6.2.7.9 Метод прямой флотации применять для средневкрапленных и тонковрапленных руд при измельчении до крупности 90% класса <0,074 мм. В качестве реагентов-собирателей при флотации гематитових руд использовать сульфоналы, гидроксаматы, додецилтриметиламоний бромид, собиратели на основе фосфорной и полифосфорной кислот, различные сочетания жирнокислотных собирателей.
6.2.7.10 Для снижения потерь шламовых железосодержащих зерен применять селективную флокуляцию с помощью активной кремнекислоты и крахмала.
6.2.7.11 Режим прямой флотации проводится по двум технологическим схемам, отличающихмся способами подготовки руды к флотации: схема двухстадиального измельчения с частичным обесшламливанием слива классификатора первой стадии измельчения и схема одностадиального измельчения со сгущением измельченного материала в спиральном классификаторе и обесшламливанием его слива в две стадии в гидроциклонах. Крупность руды перед флотацией – 84-89% класса <0,074 мм. Содержание класса <20 мкм по схеме с частичным обесшламливанием и двухстадиальным измельчением – (14 – 18) %. При обесшламливании всего продукта и при одностадиальном измельчении – (9 – 11) %. В качестве реагентов использовать смесь (мыло сырое таловое масло (МСТМ)), кубовые остатки кислот, кубовые остатки спиртов, солярове масло в соотношении 1,5:0,5:1:3) при удельном расходе 0,85 кг/т; серная кислота – 0,9 кг/т; жидкое стекло – 1,5 кг/т; сернокислый алюминий – 0,24 кг/т.
6.2.7.12 Для обогащения гематитовой руды методом обратной катионной флотации использовать предварительную селективную флокуляцию. Технологическая схема включает измельчение до крупности 85% класса <25 мкм, селективную флокуляцию рудных минералов, обесшламливание и обратную катионную флотацию. Используемые реагенты: собиратель – амин, селективный флокулянт и депрессор железорудных минералов – крахмал, регулятор среды – едкий натр, пептизатор шламов при флокуляции – жидкое стекло.
6.2.7.13 Для обогащения гематитових кварцитов Кривбасса предпочтительны магнитно-флотационные схемы с использованием обратной анионной флотации магнитного промежуточного продукта и магнитного концентрата. Ожидаемые показатели при обогащении по магнитно-флотационной схеме с доводкой магнитного промежуточного продукта: массовая доля железа в концентрате 63 %, выход концентрата 42,9 %, извлечение железа в концентрат 73 %. При доводке магнитного концентрата, содержащего 59 % железа, массовая доля железа в конечном концентрате – 66 % при извлечении 67,4 %. Рекомендуемые реагенты: едкий натр, известковое молоко, смесь фракционированных лигносульфонатов с нитролигнином, МСТМ.
6.2.7.14 Для получения железорудного концентрата с содержанием железа более 66 % применять трехстадиальную схему магнитно-флотационного обогащения с использованием обратной катионной флотации концентрата магнитной сепарации.
6.2.7.15 Рекомендуемые технологические схемы флотационного обогащения окисленных железистых кварцитов включают измельчение, основную флотацию железосодержащих минералов, контрольную флотацию хвостов и 3 – 5 перечисток пенного продукта (Приложение В, рис. В.14, В.15). Технологическая схема (Приложение В, рис. В.14) включает измельчение исходной руды в замкнутом цикле, обесшламливание слива классификатора для удаления в отходы малорудных тонкодисперсных шламов, обработку обесшламленной пульпы флотационными реагентами, основную флотацию, три перечистки пенного продукта и контрольную флотацию. Отличительной особенностью схемы является измельчение промежуточных продуктов в отдельном цикле, их последующее обесшламливание и переобогащение по основной схеме флотации. Схема рекомендуется для руд со сложной агрегатной вкрапленностью. Схема (Приложение В, рис. В.15) предусматривает тонкое двухстадиальное измельчение исходной руды с предварительной и контрольной гидравлической классификацией во второй стадии, обесшламливание слива классификатора для выделения в отходы малорудных тонкодисперсных шламов, обработку пульпы реагентами, пять перечисток пенного продукта, контрольную флотацию камерного продукта первой перечистки. Схема рекомендуется для тонковкрапленных руд.
6.2.8 Оформление технологических схем
6.2.8.1 Основным технологическим документом, определяющим технологический процесс и конечные результаты обогащения, является полная технологическая схема обработки руды, состоящая из ряда последовательных циклов и операций.
6.2.8.2 При графическом изображении и расчете технологических схем для всех стадий проектирования к технологическим схемам предъявляют следующие требования:
- на схеме необходимо дать все стадии и операции дробления и измельчения с указанием крупности исходного продукта, продукта дробления и измельчения; удельные нагрузки на оборудование;
- проектная технологическая схема должна совмещать качественную, количественную и шламовую схему обогащения;
- на схеме следует указать выход всех продуктов, содержание в них главных и попутно извлекаемых компонентов в каждой стадии обогащения, степень извлечения компонентов и массовую долю твердой фазы;
- на схеме должны быть показаны в виде таблиц конечные технологические показатели; химический состав исходного сырья и концентрата; количественные показатели по переработке исходной руды и концентрата; баланс воды и материальный баланс (при обжиге, сушке); баланс металла; гранулометрический состав концентрата и хвостов; при применении операции флотации для доводки концентратов, флокулянтов для сгущения нужно указать тип и расход реагентов, время кондиционирования, время флотации по операциям, а также химический состав жидкой фазы хвостов.
6.2.8.3 Проектная технологическая схема обогащения выполняется на основании утвержденной в технологическом задании (ТЛЗ) схемы обогащения. Выполненная в проекте графически в окончательном виде схема обогащения согласовывается с научно-исследовательской организацией (в комплексных и научно-исследовательских институтах с научной частью), проводившей испытание руды.
Дата добавления: 2015-04-11; просмотров: 422; Мы поможем в написании вашей работы!; Нарушение авторских прав |