CC BY
325
------------------------------ © В.В. Кармазин, Н.Г. Синельникова,
2009
В.В. Кармазин, Н.Г. Синельникова
СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ ЖЕЛЕЗОСОДЕРЖАЩИХ РУД КМА
Предложена технологическая схема обогащения магнетитовыхруд.
Ключевые слова: обогащение магнетитовых руд, магнетитовые кварциты, магнитные сепарации, операции обесшламливания.
Гехнология обогащения всех магнетитовых кварцитов однотипна и предусматривает стадиальное обогащение с последовательным выводом только нерудной части в хвосты, что объясняется низкой селективностью современных магнитных сепараторов типа ПБМ, которые неспособны выделять чистые зерна магнетита в отдельный продукт. Это и является отличительной особенностью технологии обогащения магнетитовых руд, поскольку при обогащении полезных ископаемых обычно последовательно выделяют рудные минералов по мере их раскрытия в готовые продукты (принцип «не дробить нечего лишнего»).
Общепринятый «обратный» метод обогащения магнетитовых руд предъявляет свои требования к оптимизации процесса и, прежде всего, к крупности стадиального измельчения, которая определяет выход хвостов по стадиям обогащения. Существенное влияние на выход хвостов оказывает число перечистных операций, от которых зависит чистота магнитного продукта по содержанию нерудного материала.
Анализируя практику обогащения магнетитовых кварцитов [1,3], можно видеть, что результаты магнитного разделения измельченных руд традиционным способом не всегда могут быть признаны удовлетворительными. Особенно низкая селективность разделения имеет место в первых стадиях обогащения. В магнитных продуктах этих стадий содержится 17-25% раскрытой пустой породы. В последующих стадиях ее содержание в таких продуктах снижается, однако даже в концентрате доля вскрытой пустой породы составляет 2-6%. Неизвлекаемая часть пустой породы в концентратах является крупным резервом для повышения качества магне-титовых концентратов.
Традиционные пути повышения качества магнетитовых концентратов - это применение более развитых схем магнитной сепарации в каждой стадии для лучшего выведения пустой породы из магнитного продукта, что неизбежно приводит к увеличению числа аппаратов, задействованных в процессе обогащения. Все это, в конечном счете, приводит к увеличению затрат на переработку руды и повышению себестоимости 1т концентрата.
Разведанные балансовые запасы железных руд бассейна КМА впечатляют своими масштабами. Вместе с тем, учитывая вхождение России в мировую рыночную экономику, необходимо учитывать конкурентоспособность железорудной сырьевой базы КМА -основы черной металлургии России. В этой связи уместно напомнить, что ведущие производители товарной железорудной продукции, формирующие её мировые цены (Бразилия, Венесуэла, Австралия, Индия, ЮАР), суммарно располагают не менее чем 100 млрд т разведанных запасов богатых руд, содержащих в среднем более 55%, а зачастую 60-65% железа. При этом рудные залежи выходят на поверхность и отрабатываются исключительно открытым способом [2, 4, 10]. Вместе с тем действующие горнодобывающие предприятия бассейна КМА уже вышли на проектную производительность, превысить которую с учетом достигнутой глубины отработки (270-360 м) довольно трудно. Строительство новых рудников требует крупных инвестиций, так как руды КМА залегают под мощной обводненной толщей осадочных пород.
В целом следует отметить, что технологии, применяемые на современных железорудных предприятиях, далеки от совершенства: качество железорудного сырья по массовой доле железа и кремнезема не соответствует современным требованиям металлургов; расход электроэнергии на 1 т концентрата в 1,4-1,5 раза выше, чем на аналогичных предприятиях за рубежом.
Затраты по операциям технологической схемы распределяются примерно следующим образом:
- 51,0-51,5% - измельчение;
- 22,0-24,0% - перекачка хвостов;
- 10,0-11,0% - магнитная сепарация;
- 6,5-8,0% - обезвоживание концентрата.
Так как с измельчением связаны основные затраты на электроэнергию, одним из главных направлений повышения рентабельно-
сти действующих горно-обогатительных предприятий является повышение эффективности работы узла измельчения и классификации, что позволит уменьшить расход электроэнергии, мелющих тел и оборотной воды.
Как известно, Лебединский и Стойленский ГОКи работают на рудах практически одного месторождения и даже одного карьера, но первый работает по схеме полного самоизмельчения, а второй -применяет шаровое измельчение. Показатели их работы не сопоставимы: первый, единственный в России ГОК, получающий суперконцентраты для бездоменной металлургии (свыше 70% Feoбщ), а второй - только товарные концентраты и окатыши для доменного передела, содержащие не выше 66% Feoбщ. Даже на ЛГОКе на первых фабриках, где работают мельницы самоизмельчения диаметром 7 м не удается получать концентраты свыше 68% Feoбщ, однако на третьей фабрике, где на первой стадии измельчение осуществляется в двух мельницах мокрого самоизмельчения ММС 90х30А, производства ОАО «Тяжмаш» г. Сызрань, получают только суперконцентраты. В сливе этих мельниц содержится до 70% зерен свободного магнетита. Низкая селективность раскрытия при шаровом помоле связана с тем, что зона контакта разделяемых минералов «магнетит-кварц» остается в виде сростков. П. Е. Остапенко считал, что количество необогащаемого класса, т.е. класса который распределяется пополам между концентратом и хвостами определяется произведением площади срастания минералов на средний размер зерна в последней стадии измельчения. Такие сростки имеют особую прочность как железобетон, но роль железа играет относительно вязкий магнетит, а камня - хрупкий кварц. Самоиз-мельчение разрушает и такие сростки, поскольку физикомеханические свойства разрушающего и разрушаемого материалов одинаковые (собственно это один и тот же материал), чего нельзя сказать о материалах шара и руды.
На самом деле, даже 9 метров для диаметра мельницы самоизмельчения явно недостаточно. Как известно, производительность барабанных мельниц определяется по формуле: Q = к-у =
кл/2§ • О , где к - эмпирический коэффициент, D - диаметр барабана, м; g - ускорение силы тяжести, м/сек2. Оптимальная скорость соударения тел при измельчении - у по мнению ученых-классиков составляет около = 50-60м/сек, минимально эффективная 20 м/сек.
Мельницы ММС 90х30А работают при скоростях ниже 10 м/сек. На ГОКах фирмы «Алросса» работают мельницы шведской фирмы «Сведала» диаметром 12 м - они имеют значительно более высокую произво-дительность. В 80-е годы в «Механобрчермете» рассматривался максималь-ный типоразмер мельниц мокрого самоизмельчения ММС-180х60 (главный конструктор Г. И. Пилинский1). Перестройка помешала реализации этих работ. Фирма «Метсо Ми-нералс» уже разработала мельницу с диаметром 16 м, что позволяет поднять скорость соударения до 18 м/сек, что вызывает удвоение производительности.
Именно благодаря самоизмельчению существует огромный резерв по повышению качества конечного концентрата при одновременном снижении капитальных и эксплуатационных затрат, которому в настоящее время уделяется недостаточно внимания. Анализируя вещественный состав измельченной руды можно увидеть кроме большого количества раскрытых зерен пустой породы, также значительную часть раскрытых зерен магнетита уже после первой стадии измельчения (30-60%) [6]. Это готовый продукт, который необходимо извлекать из процесса обогащения, а не направлять далее по схеме, где раскрытые зерна магнетита переизмельчаются и ошламовываются, теряя часть своих магнитных свойств. Что в конечном итоге приводит к засорению конечного концентрата шламами и потере полезного компонента в хвостах.
В НТЦ «Горнообогатительные модульные установки» был разработан высокоселективный магнитный сепаратор ВСПБМ-32,5/20М [6] для стадиального выделения раскрытых зерен магнетита в конечный концентрат из магнитного продукта. Сепаратор состоит из барабана, установленного в корпусе с возможностью вращения, круговой магнитной системы с постоянными магнитами чередующейся полярности, установленной с возможностью вращения навстречу барабану, индукционной щетки с брызгалами для съема концентрата с поверхности барабана, загрузочного и разгрузочных устройств. В магнитном поле сепаратора рудные частицы флокулируют с образованием множества отдельных флокул, при этом в них захватывается часть сростков и зерен пустой породы. Каждая флокула сориентирована длинной осью в пространстве вдоль силовых линий магнитного поля. При относительном движении рабочей поверхности барабана и магнитной системы с чередующейся полярностью, вектор напряженности магнитного поля
вблизи поверхности совершает вращение, то есть возникает явление «бегущего» магнитного поля. Флокулы, ориентируясь вдоль силовых линий, также совершают вращательное движение вокруг точки касания с рабочей поверхностью. При достаточно большой частоте вращения флокул происходит их разрушение и перегруппировка, что вызывает освобождение из них сростков и частиц пустой породы, которые самотеком разгружаются в нижней части корпуса, а частицы магнетита остаются во флокулах и транспортируются по барабану к индукционной щетке, где осуществляется вывод концентрата в конечный продукт. Питанием сепаратора является магнитный продукт мокрой магнитной сепарации (ММС). Таким образом обогащение производится стадиально в следующем порядке: измельчение железосодержащей руды, мокрая магнитная сепарация измельченной руды с выделением раскрытых зерен пустой породы в хвосты, высокоселективная магнитная сепарация магнитного продукта ММС с выделением раскрытых зерен магнетита в конечный продукт, а оставшаяся часть продукта, содержащая в основном сростки, направляется на вторую стадию измельчения, после которой из доизмельченной руды выделяют хвосты и конечный концентрат по схеме, описанной выше.
При разработке схемы обогащения за основу была принята технологическая схема обогащения железистых кварцитов на ОФ ЛГОК.
По предложенной схеме (рис. 1) обогащение железосодержащих руд происходит следующим образом: исходную руду с массовой долей железа общего 33,05% измельчают в первом мелющем контуре, состоящем из мельницы мокрого самоизмельчения ММС-90х30А, работающей в замкнутом цикле с классификатором 2КСНТ-3,0х17,2 до крупности 50,7% класса -0,045мм и подают на магнитные сепараторы ПБМ-ПП- 120x300 первой стадии магнитной сепарации, состоящей из трех приемов. После ММС получают хвосты с содержанием железа общего 10,08% и магнитный продукт крупностью 46% класса -0,045 мм, с содержанием железа общего 58,4% и с объемным содержанием раскрытых рудных зерен 57,6%. Далее магнитный продукт направляют на сепаратор ВСПБМ с получением конечного концентрата с содержанием железа общего 68,5% и массовой долей класса -0,045 мм 54%, а также магнитного продукта с содержанием железа общего 53,28% [11]. Затем этот магнитный продукт подвергают классификации в гидроциклонах
гц -500 с получением слива, а также песков с содержанием железа общего 57,86%. Пески подают на доизмельчение во второй мелющий контур, состоящий из мельницы МРГ-55х75, работающей в замкнутом цикле с классификатором 1КСНТ-3,0х17,2, после чего их направляют на магнитные сепараторы ПБМ-ПП-120х300 второй стадии магнитной сепарации. В результате обогащения песков на второй стадии магнитной сепарации получают хвосты с содержанием железа общего 14,86% и магнитный продукт крупностью 96% класса -0,045мм, с содержанием железа общего 60,13% и с объемным содержанием раскрытых рудных зерен 73,5%. Из полученного магнитного продукта второй стадии магнитной сепарации выделяют раскрытые зерна магнетита посредством магнитного сепаратора ВСПБМ в конечный концентрат с содержанием железа общего 68,83% и массовой долей класса -0,045мм 91%, а также магнитного продукта с содержанием железа общего 52,35%, который возвращают на классификацию в гидроциклоны. Тонкий слив классификации с массовой долей класса -0,045 мм 81% и содержанием железа общего 47,27%, обесшламливают посредством дешламатора МД-9 и направляют на третью стадию магнитной сепарации, осуществляемой посредством мокрых магнитных сепараторов ПБМ-III 1-120x300. После магнитной сепарации тонкого слива получают хвосты с содержанием железа общего 13,86% и магнитный продукт с содержанием железа общего 56,28%. Магнитный продукт, содержащий сростки, подают на доизмельчение во второй мелющий контур. Все хвосты магнитных сепараций и операции обесшламли-вания направляют в отвальные хвосты.
По предложенному способу обогащения железосодержащих руд получают суммарный конечный концентрат с выходом 38,2% и содержанием железа общего 68,7%, извлечение железа в концентрат 79,41%, а также отвальные хвосты с выходом 61,8% и содержанием железа общего 11,01%, извлечение железа в хвосты 20,59%.
Исходная
РУДА
Выводы
Реализация предложенного способа позволяет по сравнению с действующей схемой обогащения на ОФ ЛГОК повысить выход концентрата на 0,8%, содержание железа общего в концентрате на 0,2%, увеличить извлечение железа общего в концентрат на 1% за счет стадиального выделения раскрытых зерен магнетита без их переизмельчения, одновременно при этом сократить количество стадий измельчения с трех до двух, стадий
магнитного обогащения с пяти до трех, что позволяет значительно сократить капитальные затраты, сократить удельную норму расхода электроэнергии и технической воды на 20% на производство 1 т концентрата. Таким образом:
1. Внедрение высокоселективных процессов магнитной сепарации магнитных промпродуктов после каждой стадии измельчения позволяет повысить технико-экономические показатели обогащения магнетитовых кварцитов за счет вывода магнетита по мере его раскрытия в товарный концентрат;
2. Применение самоизмельчения или полусамоизмельчения в сочетании с высокоселективной магнитной сепарацией (смотри рисунок) - это технология будущего и ее необходимо закладывать в проекты строящихся ГОКов.
------------------------------------------ СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Железорудная база России / под ред. Орлова В.П., Веригина М.И., Голив-кина Н.И. - М.: ЗАО «Геоинформмарк», 1998. - 842 с. - ISBN 5 - 900357 - 07 - 4.
2. Плаксин И.Н., Кармазин В.И., Олофинский Н.Ф., Норкин В.В., Кармазин В.В. Новые направления глубокого обогащения тонковкрапленных железных руд. М., Наука, 1964.
3. Остапенко П.Е. Обогащение железных руд. - М.: Недра. 1985.
4. Нагата Такэзи. Магнетизм горных пород. М., Недра, 1965.
5. Кармазин В.В., Кармазин В.И. Магнитные, электрические и специальные методы обогащения полезных ископаемых. - М.: Изд-во МГГУ. 2005. - Т.1.
6. Кармазин В.В. Совершенствование технологии обогащения магнетитовых кварцитов на основе сепараторов с бегущим магнитным полем // Горный журнал. - 2006., №6.
7. Кармазин В.В. Современные тенденции в использовании минерального сырья. Сб. «Устойчивое развитие горнодобывающей промышленности», Кривой Рог, КГТУ, 2004.
8. Крючков А.В. Совершенствование технологии обогащения железистых кварцитов // Горный журнал. - 2001. - № 6.
9. Клюшин В.А., Остапенко А.В. Совершенствование технологии обогащения // Горный журнал. - 1996. - № 3.
10. Техника и технология обогащения железных руд на зарубежных обогатительных фабриках: Отчет о НИР/Институт технико-экономических исследований Министерства черной металлургии СССР -ИТЭИ Минчермет/; Руководитель Л.А. Дринько. № ГР70054136; Инв. № А6117.-М., 1984.
11. Разработка и внедрение новых процессов и аппаратов магнитной и маг-
нитно-гравитационной сепарации для стадийного выделения готовых продуктов, получения высококачественных концентратов и их обессеривания на ОФ ОАО «Лебединский ГОК»: Отчет о НИР // МГГУ. Руководитель В.В. Кармазин. № 070486 (ОПИ- 104), 2007 г. ЕШ '
Karmazin V. V., Sinelnikova N. G.
THE IMPROVEMENT OF THE TECHNOLOGY OF PROCESSING IRON ORES OF KURSKAYA MAGNETIC ANOMALY REGION
A technological scheme of black iron ore processing is proposed.
Key words: black iron ore processing, magnetite quartzites, magnetic separations, desludging processes.
— Коротко об авторах -------------------------------
Кармазин В.В. - профессор, доктор технических наук, Синельникова Н.Г. - аспирантка,
Московский государственный горный университет, Moscow State Mining University, Russia, [email protected]
