Искусство
Языки
Языкознание
Вычислительная техника
Информатика
Экономика
Финансы
Психология
Биология
Сельское хозяйство
Ветеринария
Медицина
Юриспруденция
Право
История
Физика
Экология
Этика
Промышленность
Энергетика
Связь
Автоматика
Электротехника
Философия
Религия
Логика
Химия
Социология
Политология
Геология
диплом 2. Пояснительная записка выполнена на 120 листах, содержит 50 таблиц и 8 рисунков. Графическая часть проекта выполнена на 6 листах формата А1 с помощью программы Компас версии 10 и содержит совмещенную качественноколичественную и водношламовую схему
 Скачать 1.44 Mb.
|
 Рис. 2.1 Типовая схема обогащения железных (магнетитовых) руд.Гематитовые крупновкрапленные руды в больших объемах обогащаются только гравитационным методом. Обогащение тонковкрапленных гематитовых руд осуществляется в ограниченных объемах флотационным (США) и обжигмагнитным (Россия) методами. Объем обогащения бурожелезняковых и сидеритовых руд ограничен и сокращается в связи низким качеством получаемых из них концентратов. Технология обогащения магнетитовых кварцитов характеризуется применением большого числа стадий магнитной сепарации, что позволяет выводить пустую породу из процесса по мере ее раскрытия. Практика мокрого обогащения руд и промпродуктов после тонкого измельчения показывает, что на всех обогатительных фабриках схемы обогащения магнетитовых кварцитов имеют не менее трех стадий и 10 приемов мокрой магнитной сепарации, а наиболее тонковкрапленные руды Ингулийского и Михайловского ГОКов обогащаются по пятистадиальным схемам. По таким же схемам работают обогатительные фабрики Южного и Полтавского ГОКов, которые при переработке более крупно-вкрапленных кварцитов производят концентраты повышенного качества с содержанием железа более 65 % . Основными путями совершенствования технологии обогащения магнетитовых кварцитов являются: повышение степени раскрытия рудных и нерудных минералов, увеличение стадиальности обогащения, применение доводочных операций (тонкое грохочение, селективная флокуляция, обратная флотация), совершенствование конструкции сепараторов. В первой стадии обогащения применяются обычно сепараторы с прямоточными ваннами типа 209-СЭ и ПБМ-120/300; во второй - с противоточными, в третьей, четвертой и пятой - с полупротивоточными. Напряженность магнитного поля во всех стадиях одинакова и находится в пределах 63,7-87,6 кА/м на поверхности барабана. Обогащение магнетитовых руд скарнового типа производится также магнитными методами в слабом магнитном поле. В нашей стране широкое применение получили многостадиальные комбинированные схемы сухой и мокрой магнитной сепарации. Одностадиальные схемы мокрого магнитного обогащения применяются при обогащении крупновкрапленных и мелковкрапленных руд. Развитие одностадиальной схемы обогащения промпродуктов сухой сепарации идет по пути включения в замкнутые циклы измельчения мокрой магнитной сепарации (Гороблагодатская и Абагурская обогатительные фабрики), что дает повышение содержания железа в концентрате на 1-2%. (К.А. Разумов, В.А. Перов «Проектирование обогатительных фабрик»,Москва, «Недра», 1982 год.) Двухстадиальные схемы мокрой сепарации промпродуктов сухой сепарации применяются для обогащения мелко- и тонковкрапленных руд. Трехстадиальная схема мокрой сепарации промпродуктов сухой сепарации применена на Соколовско-Сарбайском ГОКе для тонковкрапленных и весьма тонковкрапленных руд. Развитием этой схемы является четырехстадиальная схема обогащения с тремя стадиями измельчения. Магнитная сепарация осуществляется на барабанных сепараторах 168-СЭА и 209-СЭ. При одно- и двухстадиальных схемах обогащения сепарация производится в прямоточных сепараторах, а при трех- и четырехстадиальных - сливы гидроциклонов поступают в полупрямоточные, а сливы мельниц - в противоточные сепараторы. Технологические схемы мокрого магнитного обогащения магнетитовых и титаномагнетитовых руд отличаются большим разнообразием. Одностадиальные схемы обогащения применяют для легкообогатимых руд. Например, на двух секциях Ковдорской обогатительной фабрики технологическая схема включает измельчение в замкнутом цикле и магнитную сепарацию с двойной перечисткой магнитного продукта. На остальных четырех секциях применяется одна стадия измельчения и две стадии магнитной сепарации. Двухстадиальные схемы мокрого магнитного обогащения применяются на Абагурской обогатительной фабрике при обогащении промпродуктов. Крупность измельчения промпродуктов до 70% класса -0,074 мм. Для переработки мелко- и тонковкрапленных руд на Качканарском, Ковдорском и Коршуновском ГОКах применяются трехстадиальные схемы обогащения. Для снижения крупности концентрата на Качканарском ГОКе внедрены трехстадиальные схемы измельчения с четырьмя стадиями мокрой сепарации. Повышение стадиальности обогащения обеспечивает рост содержанияжелеза в концентрате на 0,1-0,3%. Магнитную сепарацию производят на барабанных сепараторах типа 209-СЭ и др. В зависимости от вкрапленности рудных и нерудных минералов по магнитно-гравитационным или магнитно-флотационным схемам. Например, на Оленегорском ГОКе технологическая схема включает двухстадиальное измельчение руды до крупности 40-50% класса -0,074 мм, магнитную сепарацию руды с выделением готового концентрата и гравитационное обогащение продуктов немагнитной сепарации на винтовых сепараторах. Гематитомагнетитовьге руды Магнитогорского металлургического комбината обогащаются по схеме, включающей промывку исходной руды, стадиальное магнитное и гравитационное обогащение. Для народного хозяйства не менее важна и достигаемая в этом случае экономия земель и пресной воды при рекультивации поверхности, отчужденной под хранилища (отвалы и пруды). Приведенные сведения доказывают важность создания комплексных высокопроизводительных дробильно-технологических линий (КТЛ) и сухих магнитных сепараторов для обработки мелкодробленых руд, отходов и вторичного сырья. Отметим, что на зарубежных фабриках для обогащения магнетитовых кварцитов (таконитов) также применяется предобогащение мелкодробленой руды. Например, на фабрике «Батлер» (США) при предобогащении выход сухих хвостов достигает 37 %. Известно, что концентраты магнитного обогащения в основном состоят из свободных рудных зерен магнетита и разубожены небольшим количеством сростков и шламов. Поэтому для повышения их качества целесообразно не подвергать измельчению весь концентрат, а применить такие методы обогащения, при которых можно выделить в конечный концентрат основную массу свободных рудных зерен. В США и Канаде в последнее время применяют для этой цели методы флотации и тонкого грохочения. Метод флотации применяется для доводки магнетитовых концентратов с целью повышения содержания железа в них с 64 до 68%. В США он применяется на фабриках «Эмпайр» и «Пайлот Ноб», в Канаде - на фабриках «Адамс», «Шерман», «Гриффит» и «Мус-Маунтон», в Норвегии - на фабриках «Сидварангер», «Киркенес». Концентраты этих фабрик в основном используют для приготовления окатышей, а концентраты фабрики «Сидварангер» - для специальных целей. На зарубежных фабриках для доводки олаг-петитовых концентратов используют катионные собиратели. Дообогащение магнетитовых концентратов может быть осуществлено без дополнительного измельчения путем флотации анионными собирателями в щелочной среде. Зарубежные магнетитовые руды (Швеция, США, Канада) являются крупновкрапленными, что предопределяет возможность применения сухой магнитной сепарации руды крупностью 50-70мм с выделением отвальных хвостов. Таконитовые магнетитовые руды являются труднообогатимыми (США), они имеют сходство с магнетитовыми кварцитами месторождений России. Обогащение магнетитовых руд за рубежом производят в основном магнитной сепарацией в слабом поле и обратной флотацией. В зависимости от обогатимости руд применяются одностадиальные, двухстадиальные, трехстадиальные и комбини-рованные схемы. Одностадиальные схемы обогащения предусматривают дробление руды примерно до 50мм, сухую для крупных классов и мокрую для мелких классов магнитную сепарацию или дробление, грубое измельчение и мокрую магнитную сепарацию. Двухстадиальные схемы включают две стадии измельчения дробленой исходной руды и промпродукта сухой магнитной сепарации и две или три стадии мокрой магнитной сепарации. Трехстадиальные схемы измельчения и обогащения включают до четырех стадий мокрой магнитной сепарации. Третья стадия является обычно доводочной. Комбинированные схемы включают две стадии магнитной сепарации и обратную флотационную доводку. При обогащении магнетитовых таконитов широкое применение получили двухстадиальные схемы измельчения с двумя или тремя стадиями магнитной сепарации; обогащение скарновых магнетитовых руд - трехстадиальное с одной стадией магнитного обогащения в цикле крупного или среднего дробления. Основными направлениями повышения качества концентратов на зарубежных фабриках являются: повышение тонкости помола, применение тонкого грохочения, флотационная доводка концентратов; глубокое обесшламливание. Содержание железа в концентрате находится в пределах 67-71%. Извлечение общего железа в концентрат колеблется в пределах 70-97%, а магнитного – 91-98%. Особенностью схем магнитного обогащения на некоторых зарубежных фабриках является наличие магнитных сепараторов с различной напряженностью магнитного поля, разным числом полюсов и ваннами различных конструкций. В.М. Авдохин «Технологии обогащения полезных ископаемых», том 2, Москва, изд. МГГУ, 2006 год. 2.2 Выбор и обоснование технологической схемы получения железорудного концентрата. Производительность проектируемой фабрики по руде 20 млн. тонн руды в год. Исходная руда с карьера подается автосамосвалами на фабрику. Технологическая схема проектируемой фабрики будет включать три стадии дробления, двухстадиальное измельчение в шаровых до крупности 90 % класса –0,074 и стержневых мельницах до крупности 55% класса –0,074 мм, три стадии мокрой магнитной сепарации, фильтрование железного концентрата и сушку. Размещение оборудования предусматривается в корпусах крупного, среднего и мелкого дробления, обогащения, сопряженном со складом обезвоживания, и в корпусе сушки. Дробление осуществляется в три стадии с предварительной операцией грохочения перед третьей стадией дробления и перед складированием. Максимальная крупность кусков в исходной руде 1200 мм (на действующей фабрике максимальный размер куска 1600 мм). Крупное дробление производится в конусной дробилке. Руда в дробилки подает из приемного бункера пластинчатыми питателями. После крупного дробления она двумя конвейерами транспортируется в корпус среднего и мелкого дробления, в котором установлены дробилки КСД и КМД. После дробилок КМД установлены грохоты для выделения готового продукта. Дробленая руда системой конвейеров подается либо в корпус обогащения, либо на усреднительный склад дробленой руды напольного типа емкостью 60 тыс.т. В принятую схему включены две стадии измельчения для получения кондиционной крупности, учитывая, что руды Ковдорского месторождения являются комплексными и из них выделяется кроме железного еще апатитовый и бадделеитовый концентраты,. Измельчение принимаем мокрое. Руда с усреднительного склада конвейером подается в стержневую мельницу. Разгрузкой мельницы является пульпа, самотеком стекающая на барабанный сепаратор для магнитной сепарации. Немагнитная фракция сепаратора сбрасывается в хвостовой лоток, а магнитная через стадию грохочения грохотов в зумпф шаровой мельницы. Мельницы установлены последовательно в I стадии для более крупного измельчения, во II стадии – для доизмельчения крупного продукта I стадии до кондиционной крупности. Мельницы I стадии работают в открытом цикле, а мельницы II стадии – в замкнутом цикле с гидроциклонами, слив которого через пульподелитель и насос питает сепараторы ПБМ второй и третьей стадии. Немагнитная фракция сепараторов сбрасывается в хвостовой лоток и объединяется с немагнитной фракцией сепаратора первой стадии. Магнитная фракция сепараторов является готовым концентратом и через дисковый вакуум – фильтр желобом поступает на склад. Из склада обезвоживания концентрат грейферными кранами подается в погрузочные бункеры, затем системой конвейеров, в зимнее время, в корпус сушки, а в летнее – непосредственно на погрузку. В корпусе сушки установлены три сушильных барабана диаметром 3,5 м и длиной 27 м. Высушенный концентрат системой конвейеров может направляться либо на склад сухого концентрата емкостью 60 тыс.тонн или через перегрузочный узел на погрузку. Проектная технологическая схема представлена на рисунке 1 и предусматривает получение концентрата, удовлетворяющего требованиям потребителей. Концентрат фабрики отгружается потребителям железнодорожным транспортом. Хвосты мокрой магнитной сепарации являются исходным сырьем апатито-бадделеитовой обогатительной фабрики (АБОФ) поступают туда по пульпопроводу. +_ +_  Исходная руда крупностью 1200 мм     Грохочение V  -_ -_    +_ 1 2 3 4  5 6 7 8 9     10 12 11 -_   13  14     15 16 Пески   17 18 Слив  19 20  21    22 Хвосты   23 24 Кек Складирование и сушка Крупное дробление I Среднее дробление II Грохочение III Мелкое дробление IV Складирование и усреднение Измельчение 1-ая стадия VI до крупности 50% -0.074 ММС 1-ая стадия VII Грохочение VIII Классификация IX Измельчение 2-ая стадия X до крупности 85% -0.074 ММС 2-ая стадия XI ММС 3-ая стадия XII Фильтрация XIII Фильтрат и перелив Рис.2.2 - Проектная технологическая схема 2.3 Расчет схемы дробления (согласно рисунка 2.2) Исходные данные к расчету схемы дробления: Q ф.г = 20 млн. т/г; Dmax= 1200 мм; α = 22.5 %; dmin= 15мм; насыпная вес руды ρн= 2.0 т/м3. Определяем часовую производительность отделения дробления, принимая режим работы исходя из данных практики работы АО “Ковдорского ГОК”. Q.д.ч = Qф.г / (365-13)x24 = 20000000 / 352x24= 2367.4 т/ч, где Qф.г - годовая производительность фабрики по исходному сырью, т/год; общее количество ней для проведения ППР равно 13 суткам. Определяем общую степень дробления Sобщ по формуле: Sобщ = Dmax / Dmin = D1 / D10 = 1200 / 15 = 80. Тогда средняя степень дробления равна: S ср = 3  Sобщ = 380 4.31.Дробилки крупного, среднего и мелкого дробления позволяют получить за один прием следующие степени дробления: - дробилки крупного дробления – до 5; - конусные дробилки для среднего дробления при работе с поверочным грохочением – до 8-10; - конусные дробилки для мелкого дробления при работе в замкнутом цикле – до 3-5; [Разумов] Принимаем степени дробления по стадиям: SI= 4.0; SII= 4.3; SIII = Sобщ / (SI·SII)= 80 / (4.0 · 4.3) = 4.65. Находим условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления: D2 = D1 / SI= 1200 / 4.0 = 300 мм; D3 = D1 / SI·SII= 1200 / 4.0 · 4.3 = 70 мм; D7 |