Анализ современного состояния техники и технологии обогащения железосодержащего сырья на ведущих обогатительных фабриках мира

Федеральное агентство по образованию МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ Кафедра:

" Обогащение полезных ископаемых"

КУРСОВАЯ РАБОТА по дисциплине «Обогащение руд»

на тему: «Анализ современного состояния техники и технологии обогащения железосодержащего сырья на ведущих обогатительных фабриках мира»

Выполнил: студент гр. ОПИ-Р-06

Бурнашова М.В.

Проверил: доц. Кафедры ОПИ Юшина Т.И.

Москва 2011

• Введение
• Общая характеристика железных руд и концентратов
• Магнетитовые руды
• Рекомендуемое оборудование
• Комплексность использования сырья на примере Ковдорского ГОКа
• Очистка сточных вод и охрана окружающей среды
• Заключение
• Список литературы

К началу XXI века в области переработки полезных ископаемых обострился ряд проблем, обусловленных несоответствием постоянно снижающегося качества добываемого минерального сырья, с одной стороны, и возможностями традиционных процессов обогащения — с другой. В полной мере это положение относится и к железорудной отрасли.

Анализ современного состояния железорудной отрасли промышленности в мире показывает, что последние 50 лет наблюдается постоянное возрастание объемов добычи и потребления железных руд при опережающих темпах прироста разведанных запасов. Так, за вторую половину прошлого столетия мировое производство товарных железных руд возросло в 3,5 раза, а разведанные запасы за тот же период увеличились в 6,2 раза. Вместе с тем качество железорудного сырья постоянно снижается: за последние 25 лет содержание железа в добываемых рудах уменьшилось в 1,3 раза. [13]

Мировые разведанные запасы железной руды составляют порядка 160 млрд тонн, содержащих около 80 млрд тонн чистого железа. По данным Геологической службы США, Украина обладает крупнейшими в мире разведанными запасами железной руды, в то время как Россия и Бразилия делят первенство по объему запасов руды в пересчете на содержащееся в ней железо.

Распределение запасов руды по странам:

· Украина — 18%

· Россия — 16%

· Китай — 13%

· Бразилия — 13%

· Австралия — 11%

· Индия — 4%

· США — 4%

· Прочие — 20%

Запасы в пересчёте на содержание железа:

· Россия — 18%

· Бразилия — 18%

· Австралия — 14%

· Украина — 11%

· Китай — 9%

· Индия — 5%

· США — 3%

· Прочие — 22%

Крупнейшие экспортёры и импортёры железнорудного сырья в 2004 году

Экспортёры:

· Австралия — 186,1 млн тонн.

· Бразилия — 184,4 млн тонн.

· Индия — 55 млн тонн.

· Канада — 27,1 млн тонн.

· ЮАР — 24,1 млн тонн.

· Украина — 20,2 млн тонн.

· Россия — 16,2 млн тонн.

· Швеция — 16,1 млн тонн.

· Казахстан — 10,8 млн тонн.

Всего экспорт 580 млн тонн.

Импортёры:

· Китай — 148,1 млн тонн.

· Япония — 132,1 млн тонн.

· Южная Корея — 41,3 млн тонн.

· Германия — 33,9 млн тонн.

· Франция — 19,0 млн тонн.

· Великобритания — 16,1 млн тонн.

· Тайвань — 15,6 млн тонн.

· Италия — 15,2 млн тонн.

· Нидерланды — 14,7 млн тонн.

· США — 12,5 млн тонн.

Мировые лидеры производства железорудного сырья в 2004 году

По данным журнала Mining Journal, мировая добыча железной руды в 2004 году составила 1,2 млрд тонн (рост на 10,2% по сравнению с 2003 годом).

Мировая добыча в 2007 году

По данным Геологической службы США, мировая добыча железной руды составила в 2007 году 1,93 млрд тонн, увеличившись по сравнению с предыдущим годом на 7%. Китай, Бразилия и Австралия обеспечивают две трети добычи, а вместе с Индией и Россией — 80%. [21]

Государственным балансом в России учтено 172 месторождения железных руд, 53 из которых находятся в стадии разработки. Прогнозные ресурсы оцениваются в 150,3 млрд т. Таким образом, ресурсная база РФ позволяет не только обеспечить потребности страны, но и активно участвовать в экспорте железорудного сырья, а также продуктов его переработки на длительную перспективу. [13]

Общая характеристика железных руд и концентратов

Из общего количества разведанных запасов железных руд в СНГ примерно 15% представлено рудами, которые могут использоваться промышленностью без обогащения, 65% - рудами, обогащаемыми и намеченными к обогащению по простым схемам, и 20% - рудами, требующими применения сложных методов обогащения. [6]

По минеральному составу рудной части железные руды подразделяются на следующие типы, определяющие технологию их обогащения: магнетитовые, гематитовые, бурожелезняковые и сидеритовые.

Магнетитовые руды по своему происхождению делятся на собственно магматические, контактово-метасоматические (скарновые), гидротермальные и осадочно-метаморфические.

Гематитовые руды в основном представлены двумя генетическими разновидностями: собственно гематитовыми и мартитовыми рудами зоны окисления. Собственно гематитовые руды распространены значительно меньше, чем мартитовые.

Бурожелезняковые руды представлены тремя типами: осадочными, инфильтрационными и остаточными рудами коры выветривания.

Сидеритовые руды представлены Бакальской группой железорудных месторождений. В настоящее время они используются в весьма ограниченном количестве, как правило, в качестве флюса или добавок к доменной шихте после окислительного обжига. [1]

Обогащение гематит-магнетитовых, гематитовых, бурожелезняковых и сидеритовых руд осуществляют по комбинированным магнитно-гравитационным, магнитно-флотационно-гравитационным схемам. Так, апатит-магнетитовые руды Ковдорского месторождения обогащают по комбинированной магнитно-флотационно-гравитационной технологии с получением железорудного, бадделеитового и апатитового концентратов.

руда обогащение железная концентрат Разработаны оригинальные комбинированные технологии (магнитно-гравитационные, магнитнофлотационные и пирометаллургические) для переработки высокотитанистых титаномагнетитовых руд Южного Урала, Сибири и Кольского полуострова, а также железо-хром-никелевых руд Серовского и Аккермановского месторождений, предполагается получение коллективных железорудных концентратов, характеризующихся высоким содержанием сопутствующих элементов (Ti, Mg, Al, Cr, Ni, Ge). Затем (по методу Института металлургии УрО РАН) тонкоизмельченный коллективный концентрат подвергают окомкованию, восстановительному обжигу в условиях селективной коагуляции железа и перевода сопутствующих элементов в шлаковую оболочку. Из дробленых и измельченных окатышей с помощью сухой или мокрой магнитной сепарации в отдельный продукт выделяют железный королек. Шлаковую составляющую перерабатывают с получением сопутствующих элементов. Извлечение железа в королек и сопутствующих элементов — в шлаковую оболочку должно составлять не менее 92%. [2]

Железные руды и продукты их передела применяют для производства стали, передельных и легированных чугунов. Их нормируют по содержанию железа и шлакообразущих элементов (основных и кислых шлаков), содержанию вредных примесей, крупности, а при выплавке легированных чугунов — также по содержанию легирующих примесей.

Содержание железа в товарной руде и концентратах изменяется в зависимости от типа используемых руд от 50 до 68%. Содержание шлакообразующих компонентов в товарных рудах и концентратах характеризуется модулем основности M₀ = (СаО + MgO) / (SiO₂ + Аl₂O₃) и кремниевым модулем М_к = SiO₂/Аl₂O₃. Полезные примеси (никель, марганец, хром, ванадий, титан) являются естественными легирующими элементами, улучшающими качество стали. [4]

Вредные примеси или ухудшают свойства металла (сера, медь, фосфор, мышьяк), или усложняют процесс выплавки чугуна (цинк, свинец, калий и натрий). Содержание серы в товарной руде не должно превышать 0,15%. В рудах и концентратах, используемых для производства агломерата и окатышей, допустимое содержание серы может возрастать до 0,6%, так как при агломерации и обжиге окатышей степень удаления серы достигает 60−90%. Предельное содержание фосфора в руде, агломерате и окатышах — 0,07−0,015%. При выплавке фосфористых чугунов с последующим томасовским или мартеновским производством стали содержание фосфора в железорудной части доменной шихты должно быть не более 1,15%. При выплавке обычных предельных чугунов допускается наличие в железорудной части доменной шихты не более: мышьяка — 0,05−0,1; цинка — 0,1−0,2; меди — до 0,2%. [10,11]

Требования к рудам по крупности сводятся к ограничению максимального размера кусков и содержания мелочи менее 3 (5) мм.

Размер кусков трудновосстановимых (магнетитовых) руд должен быть не более 40−50 мм, легковосстановимых (бурые железняки, мартиты) — 80−150 мм. Допустимое содержание мелочи в руде — до 5−15%, обычно мелочь крупностью 10 (12) — 0 мм отсеивают и агломерируют. Крупность мартеновских руд должна находиться в пределах 12 (25) — 250 мм, содержащих не менее 58% железа. [1]

Магнетитовые руды

Наиболее широко распространенную группу магнетитовых руд осадочно-метаморфического происхождения составляют магнетитовые кварциты и сопутствующие им богатые руды Криворожского и Кременчугского железорудных бассейнов, Курской магнитной аномалии (КМА), Кольского полуострова (Оленегорское, Кривогорское и другие месторождения), Ангаро-Питского района (Восточная Сибирь), Дальнего Востока (Малый Хинган, Кимканское, Гаринское и др.). [7]

Для железистых кварцитов, содержащих 31−35% железа, характерны слоистая текстура, повышенное содержание рудных (магнетит, гематит) минералов, пониженное содержание основных оксидов (СаО + MgO до 10%), повышенное содержание кремнезема (SiO₂ > 35%), незначительное содержание серы и фосфора.

Главные рудные минералы железистых кварцитов — магнетит и в гораздо меньшей мере гематит. Нерудные минералы представлены преимущественно кварцем, силикатами, карбонатами (сидероплезитами, сидеритами, доломитом, анкеритом). Из минералов, содержащих вредные примеси Р и S, преимущественное значение имеют апатит, пирит и пирротин. Содержание их в неокисленных кварцитах обычно незначительно (0,02−0,11%).

Железистые кварциты по прочностным свойствам относятся к крепким и весьма крепким. Для них характерны трудная дробимость, измельчаемость и высокая абразивность при дроблении и измельчении.

Грубослоистые, бедные по содержанию магнетита неокисленные кварциты требуют применения сухой магнитной сепарации (например, кварциты месторождения Большая Глееватка ЦГОКа). Тонкая и мелкая вкрапленности магнетита определяют необходимость применения большого числа (II-IV) стадий измельчения и магнитной сепарации для удаления породы из процесса по мере ее раскрытия и получения оптимального содержания железа в концентрате (рис.1). В каждой стадии руда подвергается измельчению до определенной крупности, классификации в спиральных классификаторах или гидроциклонах, пески которых возвращаются на доизмельчение, а слив направляется на магнитную сепарацию с предварительным обесшламливанием питания сепараторов или без него.

В первой стадии обогащения применяются обычно сепараторы с прямоточными ваннами типа 209-СЭ и ПБМ — 120/300 и 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. [3]

Концентраты, получаемые из железистых кварцитов, характеризуются низкой основностью (0,07−0,09) и высоким кремниевым модулем.

Рис.1. Схема обогащения магнетитовых кварцитов Днепроского ГОКа

Основные запасы магнетитовых контактово-метасоматических (скарновых) руд сосредоточены на месторождениях Урала (Магнитогорское, Гороблагодатское и др.), Казахстана (Качарское, Сарбайское, Соколовское и др.), Восточной Сибири (Коршуновское, Абаканское и др.), Кольского полуострова (Ковдорское). Содержание железа в рудах колеблется от 28 до 58%.

Основным рудным минералом является магнетит, в меньшем количестве встречается гематит. Нерудные минералы разнообразны. Весьма различна также сульфидная минерализация — пирит, пирротин, халькопирит, пентландит, сфалерит, галенит. Фосфор в рудах представлен обычно апатитом. По содержанию фосфора, цветных и редких металлов отдельные месторождения могут иметь промышленное значение. Размер зерен рудных минералов колеблется от сотых долей до нескольких миллиметров; содержание серы обычно составляет от 0,2 до 3,5%, фосфора — от 0,02 до 0,42%. По прочностным свойствам руды относятся к крепким, но хрупким с низкой абразивностью.

Вследствие особенностей вещественного состава и значительной пространственной изменчивости текстурно-структурных признаков руды этого типа обогащают с применением для извлечения железа сухой и мокрой магнитной или только мокрой магнитной сепарации после тщательного их усреднения перед подачей на обогатительную фабрику. В СНГ широкое применение получили многостадиальные комбинированные схемы сухой и мокрой магнитной сепарации.

Одностадиальные схемы мокрого магнитного обогащения применяются только при переработке крупно — и мелковкрапленных руд. Развитие одностадиальной схемы обогащения промпродуктов сухой сепарации идет обычно по пути включения в замкнутые циклы измельчения мокрой магнитной сепарации (например, на Гороблагодатской и Абагурской обогатительных фабриках), что дает повышение содержания железа в концентрате на 1−2%. Двухстадиальные схемы мокрого магнитного обогащения промпродуктов сухой магнитной сепарации применяют при обогащении мелкои тонковкрапленных руд.

Трехстадиальная схема мокрого магнитного обогащения промпродуктов сухой магнитной сепарации используется на Соколовско-Сарбайском ГОКе при переработке тонко — 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 осуществляется в прямоточных сепараторах, а при трех — и четырехстадиальных схемах сливы гидроциклонов поступают в полупрямоточные, а сливы мельниц — в противоточные сепараторы. Железные концентраты, получаемые из этих руд, имеют высокую основность и повышенное содержание фосфора (0,06−0,13%). [3]

Комплексный характер руд и необходимость извлечения всех ценных компонентов предопределяют использование помимо магнитной сепарации гравитационные и флотационные методы обогащения (рис.2). Примером комплексного использования сырья является технология обогащения, применяемая при переработке скарновых руд Ковдорского месторождения (рис.3) и обеспечивающая получение железного, апатитового и бадделеитового концентратов методами магнитной сепарации, флотации и концентрации на столах.

Рис. 2. Принципиальные схемы обогащения железных руд комплексного состава: I — флотационная; II — магнитно-флотационная; III — флотационно-магнитная; IV-магнитно-гравитационно-флотационная

Рис. 3. Схема комплексного обогащения магнетитовых руд Ковдорского месторождения

Магматические магнетитовые и титаномагнетитовые руды сосредоточены на Урале (Качканарское, Кусинское и другие месторождения). Для них характерны вкрапленная текстура, пониженное содержание железа (в среднем 16−20%), коэффициент основности исходной руды 0,65−1, большой кремниевый модуль (4−10). Они часто содержат ценные примеси — ванадий, циркон, платину, титан.

Основными рудными минералами являются гематит (мартит) и сульфиды. Ванадий обычно входит в виде изоморфной примеси в магнетит, реже — в титаномагнетит и силикаты. Для магнетита, титаномагнетита, ильменита характерны значительные разнообразия размеров и форм выделений. Титан на 50% связан с силикатами, на 35% - с титано — магнетитом, на 15% - с ильменитом. Руды содержат незначительные примеси S и Р, средние содержания их не превышают 0,01 и 0,03% соответственно. По прочностным свойствам руды менее крепкие, чем железистые кварциты.

Пространственная неоднородность вкрапленности предопределяет необходимость применения сухой магнитной сепарации, а ее средний размер — необходимость измельчения до 90% класса — 0,074 мм. Технологические схемы мокрого магнитного обогащения руд отличаются большим разнообразием. Одностадиальные схемы обогащения применяют для легкообогатимых руд. Двухстадиальные схемы мокрого магнитного обогащения применяют, например, на Абагурской обогатительной фабрике при обогащении промпродуктов.

Для переработки мелко — и тонковкрапленных руд на Качканарском ГОКе внедрены трехстадиальные схемы измельчения с четырьмя стадиями мокрой сепарации (рис.4). Повышение стадиальности обогащения обеспечивает рост содержания железа в концентрате на 0,1−0,3%. Магнитную сепарацию осуществляют на барабанных сепараторах типа 209-СЭ и др. Наиболее труднообогатимыми считаются дисперсно-вкрапленные верлиты и серпентинизированные разности первичных руд. В получаемых концентратах содержание железа составляет 62−63%, основность — 0,5, кремниевый модуль-14.

При обогащении магнетитовых руд всех разновидностей основным процессом является магнитная сепарация в слабом поле. При этом основная масса руд перерабатывается на сепараторах типа ПБМ.

Одним из наиболее важных факторов, определяющих качество магнитных продуктов, является плотность питания магнитных сепараторов. Содержание твердого в питании сепараторов первых стадий обогащения должно составлять около 40%, в конечной стадии — 30%.

В последние годы проведен ряд исследований и промышленных испытаний операций подмагничивания исходного питания перед сухой и мокрой магнитной сепарацией в поле небольшой напряженности. Так, на Качканарском ГОКе подмагничивание слива стержневых мельниц в поле напряженностью 34−63 кА/м снизило на 0,4% содержание железа в хвостах и увеличило его извлечение в магнитный продукт на 2%. Это объясняется селективной флокуляцией тонких зерен магнетита, магнитная восприимчивость которых в 1,5−2 раза ниже восприимчивости флокул. Для подмагничивания использована литая магнитная система сепаратора ПБМ-60/150, установленная под желобом, по которому перемещается пульпа.

Дальнейшее повышение качества концентратов на фабриках с короткими схемами осуществляется путем увеличения числа стадий измельчения и обогатительных операций, на фабриках с развитыми технологическими схемами — путем включения сухой магнитной сепарации дробленой руды и доводки концентрата различными способами.

Рис. 4. Схема обогащения комплексных титаномагнетитовых руд, содержащих ванадий и другие металлы (Качканарский ГОК)

Анализ концентратов магнитного обогащения ГОКов Кривбасcа показывает, что распределение железа по классам крупности неодинаково. Наиболее богата железом тонкозернистая фракция — 50 +20 мкм, крупные классы представлены сростками с различным соотношением рудных и породных минералов, тонкие фракции концентрата (-20 мкм) разубожены тончайшими породными зернами.

Для доводки концентратов в НИИ и на действующих фабриках испытаны глубокая дешламация сильно разбавленных намагниченных концентратов с последующим уплотнением песковой части на сепараторах ПБМ и возвратом немагнитного продукта сепаратора в дешламатор, разделение концентрата по крупности из грохота для тонкого грохочения и в гидроциклонах с доизмельчением и сепарацией выделяемых крупных классов, флотационно-магнитная доработка концентратов, а также доводка концентратов во вращающемся магнитном поле.

Глубокая дешламация повышает качество концентрата на 0,5% и более, доводка концентрата с разделением по крупности в гидроциклонах — на 2−2,7, а флотационно — магнитная доработка — на 1,4−3%. Схема обогащения магнетитовой руды Днепровского ГОКа с применением тонкого грохочения приведена на рис. 1. При доводке концентратов из руд Кривбасса, КМА, Оленегорского и других месторождений во вращающемся магнитном поле установлена возможность получения магнитных продуктов с содержанием до 70,5−72% железа и до 1,5−0,5% диоксида кремния.

Применение обратной катионной флотации для доводки магнетитовых концентратов на фабриках «Ризерв Майнинг» и «Эмпайр» позволило повысить содержание железа в концентратах с 64−65 до 67−68% и снизить содержание кремнезема в них с 8−9 до 5−6%. [3]

Рекомендуемое оборудование

Железистые кварциты обладают высокой крепостью (14−22 по шкале проф.М. М. Протодьяконова) и абразивностью, что вызывает необходимость постоянного совершенствования технологий их дробления и измельчения, разработки нового дробильно-измельчительного оборудования.

В зависимости от применяемого метода измельчения магнетитовые кварциты подвергают дроблению до максимальной крупности 15−25 мм (для последующего шарового измельчения) или 300 мм (в случае самоизмельчения). Дробление осуществляют по одно-, двух-, трехстадиапьным схемам с открытыми или замкнутыми циклами или четырехстадиальной схеме с открытым циклом (в последней стадии).

Первичное дробление руды по всем схемам проводят в основном в конусных дробилках крупного дробления типа ККД-1500/180, среднее дробление — в дробилках типа КСД-2200 как с предварительным грохочением, так и без него. Для мелкого дробления применяют дробилки КМДТ-2200 и КМДТ-3000. При глубоком обогащении руд для снижения крупности дробленой руды до 12−0 (6−0) мм применяют замкнутый цикл в последней стадии.

В настоящее время в России и за рубежом интенсивно ведутся работы по созданию нового дробильного оборудования, обеспечивающего дробление руды до крупности 12−0 и 6−0 мм в открытом цикле. К российским разработкам следует отнести дробилки КИД-300, КИД-600 (ОАО «НПК «Механобр-техника»), к зарубежным — дробилки типа «Жирадиск» (фирма «Нордберг»), «Сандвик», а также центробежно-ударные дробилки и валковые прессы высокого давления (роллер-прессы).

Измельчение магнетитовых кварцитов осуществляют в барабанных мельницах по двух-, трех — и четырехстадиальным схемам. Применяют различные способы измельчения: стальными или чугунными измельчающими телами; самоизмельчение, рудно-галечное измельчение, а также их сочетание. Сравнительный анализ показывает явное преимущество бесшарового измельчения, поскольку оно дает возможность повысить качество концентрата на 0,5−1,1% и одновременно снизить расход энергии.

В практике горно-обогатительных предприятий нашли применение мельницы самоизмельчения диаметром от 4,6 до 11 м объемом от 45 до 460 м³. На предприятии «Хиббинг Таконит» (США) применяют уникальную схему одностадиального самоизмельчения в удлиненных мельницах с двойной и тройной классификацией. [13]

Многолетний опыт совершенствования магнитного метода обогащения привел к созданию различных способов магнитного обогащения. Для каждого из них созданы, как правило, несколько типов магнитных сепараторов, обладающих различными технико-экономическими показателями.

Так, для сухой магнитной сепарации магнетитовых руд крупностью более 6 (10) мм применяют се сепараторы с верхним питанием типа 168-СЭ, 189-СЭ, 171-СЭ, ПБС — 90/200 и 2 ПБС-90/200; для руд крупностью менее 6 мм — сепараторы типа ЭБС-80/170 с нижним питанием и увеличенной частотой вращения барабана. Быстроходные сепараторы типа 206-СЭ (ПБСЦ — 63/50), 251 — СЭ (ПБСЦ-60/200) предназначены как для получения промпродуктов с целью их доизмельчения, так и для производства высококачественного концентрата.

Для мокрой магнитной сепарации применяют барабанные сепараторы типа ПБМ-90/250, ПБМ — 120/300, ПБМ-150/200, ПБМ — 150/400 с прямоточными, противо — точными и полупротивоточными ваннами. Сепараторы с прямоточными ваннами в основном устанавливают в I стадии при высоком выходе хвостов (более 50%), с проти — воточными ваннами (ПБМ-П — 90/250, ПБМ-П-120/300, ПБМ-П — 150/200, ПБМ-П-150/400) предусматривают для сепарации материала мельче 2 мм в основном после II стадии измельчения, а с полупротивоточными (ПБМ-ПП-90/250, ПБМ — ПП-120/300, ПБМ-ПП-150/200, ПБМ — ПП-150/400) применяют в предпоследних и последних стадиях сепарации материала мельче 0,3 мм.

Практически перед всеми стадиями сепарации предусматривают магнитную дешламацию материала с предварительной размагничивающей обработкой пульпы. Эти операции позволяют разрушить магнитные флокулы и освободиться от шламистой пустой породы, что повышает содержание железа в промпродукте на 2−12%. Магнитные дешламаторы типа МД-5, МД-9, МД-12 и сифонные дешламаторы МДС-9, МДС-12 широко применяют на всех комбинатах, перерабатывающих магнетитовые кварциты. [3]

На зарубежных железорудных магнитно-обогатительных фабриках также в основном применяют барабанные магнитные сепараторы диаметром от 715 до 1200 мм с ваннами различной конструкции. Отличительной особенностью зарубежных сепараторов, изготовляемых в Швеции, США, Канаде и применяемых на I стадии сепарации, является повышенная напряженность магнитного поля (до 140 кА/м). На последующих стадиях устанавливают сепараторы с изменяющейся напряженностью магнитного поля по окружности барабана (от 96 до 72 кА/м), а в последней стадии — с пониженной напряженностью (60−64 кА/м). Это позволяет повысить массовую долю железа в концентратах с 62 до 65% без снижения извлечения металла. [15,17]

Слабомагнитные руды (мартитовые, гематитовые, лимонитовые) обогащают в основном по комбинированным гравитационно-магнитным схемам: руду крупнее 1 мм — тяжелосредной сепарацией по узким классам крупности, мелкие классы — в отсадочных машинах или на винтовых сепараторах, отходы гравитационного передела крупностью от 1 до 0,045 мм — высокоинтенсивной магнитной сепарацией, материал — 0,045 мм — полиградиентной сепарацией. [16]

В зарубежной практике широкое распространение получили индукционно-роликовые высокоинтенсивные магнитные сепараторы фирмы «Гумбольт», полиградиентные сепараторы типа «Джонс» (от DP-40 до DP-315) фирм «Кпекнер» (ФРГ), «Бокс-Рапид» (Великобритания), «Карусель» фирмы «Сала-Аллис-Чалмерс» (Швеция-США), «Слон» (КНР), а также сепараторы на основе сверхпроводящих систем и на постоянных магнитах на базе сплава неодим-железо-бор.

На ряде обогатительных предприятий, перерабатывающих окисленные и комплексные железные руды, все большее распространение получает гравитационный метод обогащения как на стадии предконцентрации, так и с целью получения высококачественных товарных продуктов и выделения сопутствующих ценных компонентов. Так, например, отсадочные машины и винтовые сепараторы в сочетании с высокоинтенсивной и полиградиентной магнитной сепарацией нашли широкое распространение в зарубежной и отечественной практике при обогащении окисленных руд черных металлов.

Для отечественных предприятий характерно применение диафрагмовых отсадочных машин типа МОД для извлечения гематита из хвостов магнитной сепарации (Оленегорский ГОК), воздушно-пульсационных отсадочных машин типа ОПС и ОПМ (Лисаковский ГОК).

В зарубежной практике при обогащении окисленных железных руд в последнее время получили широкое распространение пневматические машины типа «Батак» (ФРГ) и «Такуб» (Япония) как для классифицированной, так и неклассифицированной руды крупностью 10−0 мм. Зарубежные отсадочные машины оснащены развитыми системами автоматизации процесса, что обеспечивает высокие технологические показатели и производительность до 450 т/ч. [17]

На ряде зарубежных обогатительных фабрик при переработке окисленных железных руд применяют тяжелосредную сепарацию по узким классам крупности (120−50, 50−20, 20−4 мм) в колесных и барабанных сепараторах фирм «Гум больт», «Ведаг», «Теска», производительностью от 50 до 300 т/ч, а также в тяжелосредных гидроциклонах DMS. На некоторых предприятиях успешно работают высокопроизводительные трехпродуктовые сепараторы типа «Три-Фло» и «Вемко» .

Основные проблемы магнитного обогащения связаны с переработкой тонковкрапленных руд, поскольку для частиц крупностью менее 20 мкм магнитная восприимчивость и, соответственно, магнитная сила обычно в 2−3 раза ниже, чем для крупных частиц. В то же время потребность в постоянном увеличении производительности оборудования обусловливает необходимость значительного повышения скорости движения пульпы, что приводит к росту диссипативных сил в рабочем пространстве магнитных сепараторов. При этом требуется также существенно увеличивать магнитные силы. Это повышает затраты на сепарацию и в конечном счете определяет экономический предел ее применения.

Актуальным является совершенствование технологического оборудования в части создания сепараторов с различной напряженностью магнитного поля для обогащения материала по узким классам крупности (100−50, 50−25, 25−6 мм), создание трехпродуктовых аппаратов для сухой и мокрой магнитной сепарации с изменяющейся напряженностью магнитного поля по направлению разделения материала, новых керамических магнитов, обеспечивающих напряженность магнитного поля от 32 до 20,4 кА/м. [19]

Дальнейшее развитие и совершенствование аппаратов гравитационного обогащения, применяемых в технологических схемах переработки железосодержащих руд, связано с их автоматизацией, повышением производительности и эффективности разделения минералов по плотности с использованием наложения магнитных, центробежных и других силовых полей. [13]

Комплексность использования сырья на примере Ковдорского ГОКа

Промышленное освоение Ковдорского месторождения апатит-магнетитовых руд началось в 1962 г. В этот период фабрика перерабатывала 6 млн т руды и выпускала 2 млн т железосодержащего концентрата в год. После реконструкции производительность фабрики повысилась до 16 млн т руды (5,9 млн т концентрата). С пуском II очереди апатит-бадделеитовой фабрики производство апатитового концентрата достигло 1,9 млн т.

Технологическая схема обогащения предусматривает три стадии дробления с применением в I стадии щековых дробилок, во II и III стадиях — конусных. Дробленую руду измельчают последовательно в стержневых и шаровых мельницах, после чего магнитной сепарацией получают магнетитовый концентрат. Последний при необходимости дообогащают (по требованию потребителей). Концентрат после обезвоживания в дисковых вакуум-фильтрах направляют в летнее время на склад. В зимнее время концентрат перед погрузкой сушат.

Поскольку в магнетите Ковдорского месторождения содержание железа не превышает 65,2−65,4%, для получения концентрата повышенного качества его классифицируют, доизмельчают в шаровых мельницах и подвергают магнитной сепарации, что дает возможность увеличить содержание железа до 64,2%.

Апатитовый цикл начинается с классификации хвостов магнитной обогатительной фабрики в гидроциклонах диаметром 1400 мм. Пески гидроциклонов направляют на грохоты «Деррик», надрешетный продукт которых доизмельчают в мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами диаметром 710 мм. Сливы гидроциклонов после сгущения и обесшламливания в сгустителях диаметром 50 м поступают на апатитовую флотацию. В настоящее время содержание Р₂0₅ в концентрате составляет 38,3% при извлечении 63%. [18]

Основными потребителями Ковдорского апатитового концентрата являются ОАО «Фосфорит» (г. Кингисепп) и ОАО «Аммофос». Большая часть получаемого концентрата экспортируется.

Внутренний рынок бадделеитового концентрата оценивается в объеме около 500 т в год. Мировой рынок испытывает острый дефицит данного продукта в связи с существенным сокращением объемов производства и поставок предприятиями ЮАР. Поэтому экспортные поставки ковдорского бадделеита могут превысить достигнутый уровень производства.

Сотрудники Горного института КНЦ РАН и ОАО «Ковдорский ГОК» выполнили большой объем исследований по совершенствованию технологии получения бадделеитового концентрата. В результате его выпуск увеличился в 2,4, а извлечение — в 2,5 раза. Новая технология включает тонкое грохочение цирконийсодержащих продуктов гравитационного передела, флотацию карбонатных минералов и форстерита, а также две стадии флотации сульфидных минералов из продуктов с низким и высоким содержанием диоксида циркония. Следует отметить, что наряду с повышением качества чернового и товарного бадделеитовых концентратов полностью ликвидированы выбросы в атмосферу сернистого газа на стадии окислительного обжига чернового концентрата.

Повышенный спрос на минеральные удобрения при ограничении производства железного концентрата обусловливает целесообразность вовлечения в переработку лежалых хвостов обогащения руды, выделенных по старой технологии.

Добычу и транспортирование хвостов осуществляют с применением экскаваторов ЭКГ-8И и самосвалов грузоподъемностью 110−136 т. Хвосты поступают на усреднительно-накопительные склады, расположенные на борту карьера и у приемных бункеров обогатительной фабрики. После предварительного обезвоживания на складах хвосты самосвалами подают в приемные бункеры корпуса крупного дробления, затем системой конвейеров — в корпус среднего и мелкого дробления, где выделяется древесина и другие включения, затем через бункеры магнитной фабрики хвосты направляют в шаровые мельницы. Измельченный продукт поступает на апатит-бадделеитовую фабрику для получения апатитового и бадделеитового концентратов. Их качество практически не отличается от качества концентратов, получаемых из исходной руды.

Лежалые хвосты являются сложным минеральным комплексом, подвергшимся значительным изменениям под действием физических и физико-химических процессов. Их подготовка к флотации предусматривает операции оттирки и отмывки с выводом из процесса тонкодисперсных шла — мов (95−98% класса — 0,028 мм), а также остаточных количеств флотореагентов и продуктов их разложения. После доизмельчения, проводимого с целью восстановления поверхностных свойств апатита, необходимо удалить вторичные шламы (85−90% класса — 0,028 мм), состоящие из труднофлотируемых окисленных минеральных включений. [5]

Технология прошла испытание в опытно-промышленных условиях инженерного центра Ковдорского ГОКа на оборотной воде (извлечение Р₂0₅ от питания флотации составило 69−70%, или 52−53% от исходного материала, содержание Р₂0₅ в апатитовом концентрате — 38%) и заложена в исходные данные на проектирование промышленного производства, рассчитанного на переработку до 5 млн т сырья в год.

Другим сырьевым источником могут стать апатит-штаффелитовые руды Ковдорского месторождения. В них присутствуют два фосфорсодержащих минерала: апатит (фторгидроксилапатит), содержащий 41−42% Р₂0₅ и 1,1−1,8% F, и штаффелит (франколитфторкарбонатапатит), содержащий 38,5% Р₂0₅, 3,2% F и 1,4−3,5% С0₂ и являющийся вторичным минералом по отношению к апатиту. По концентрации Р₂0₅ апатит-штаффелитовые руды делятся на богатые и бедные. Богатые, собственно апатит-штаффелитовые руды, составляют 34% запасов месторождения и в среднем содержат 25% Р₂0₅. Бедные руды апатит-штаффелит-гидрослюдистого состава в среднем содержат 10,6% Р₂0₅.

Повышенная растворимость и склонность к ошламованию этих руд требуют создания специальных условий для флотации фосфорсодержащих минералов. В ходе изучения процесса флотации апатит-штаф — фелитовых руд установлено: тонкодисперсные частицы штаффелита во флотационной пульпе проявляют высокую адсорбционную способность по отношению к флотореагентам; обработка вторичных шламов флокулянтом способствует селективной агрегации частиц апатита и штаффелита; флотацию следует проводить в щелочной среде (рН = 8−9), используя смесь жирнокислотного собирателя с реагентами Неонол и М-246. [14]

Рис.4. Разработка лежалых хвостов Ковдорского ГОКа

Рис.5. Ковдорский ГОК.

Рис.6. Участок по производству

Отделение апатитовой флотации химически очищенных порошков бадделеита

Очистка сточных вод и охрана окружающей среды

Использование систем оборотного водоснабжения на обогатительных фабриках с многократным использованием воды и постепенным переходом на замкнутые системы водоснабжения, полностью исключающие сброс сточных вод в естественные водоемы, является необходимой мерой защиты природных водоемов от загрязнений и рационального использования источников водоснабжения. Выбор схемы оборотного водоснабжения зависит от типа перерабатываемых руд или углей и принятой технологии их обогащения.

При обогащении руд черных металлов и горно-химического сырья наиболее простой и экономически рациональной является система водооборота из хвостохранилища.

Применение специальных методов очистки и кондиционирования всей оборотной воды требует больших капитальных и эксплуатационных затрат, что резко снижает себестоимость получаемых концентратов. Поэтому при создании бессточных схем оборотного водоснабжения обогатительных фабрик доочистка и кондиционирование рекомендуются лишь для части оборотной воды, которая используется на технические, санитарно-технические цели, во вспомогательных операциях или в отдельных узлах технологической схемы обогащения руд (например, в перечистных операциях флотации).

В качестве примера на рис. 7 приведена схема полного водооборота на апатит-нефелиновой обогатительной фабрике (АНОФ-2) с доочисткой и кондиционированием части оборотной воды на станции механохимической очистки, а на рис. 8 — схема полного водооборота обогатительной фабрики Кингисеппского ПО «Фосфорит», по которой в хвостохранилище поступают лишь хвосты флотации, а сливы сгустителей и фильтрат вакуум-фильтров подаются на биохимическую очистку. [9]

Рис.7. Схема полного водооборота на апатит-нефелиновой обогатительной фабрике (АНОФ-2) (с механохимической очисткой части оборотных вод)

Рис.8. Схема полного водооборота на обогатительной фабрике Кингисеппского ПО «Фосфорит» (с биохимической очисткой сливов сгустителей и фильтрата вакуум-фильтров)

Безусловно, главным направлением природоохранной деятельности Ковдорского ГОКа является рациональное комплексное использование минераль ных ресурсов. В этом плане крупным достижением стало создание и освоение промышленной технологии добычи и обогащения апатит-бадделеитсодержащих песков техногенного месторождения первого поля хвостохранилища. Наряду с прямой экономической эффективностью данного проекта выемка отходов обогащения прошлых лет освобождает для повторного использования подготовленное ложе хвостохранилища для складирования порядка 60−80 млн т отходов (хвостов) обогащения будущих лет (в частности, от переработки АШР), что позволит не отчуждать под промышленные нужды свыше 200 га лесных угодий.

Проект «Реконструкции карьера.» (2006 г.) также предусматривает минимизацию нарушаемых земельных площадей. Развитие карьера до абсолютной отметки — 650 м без расширения его границ по поверхности, а также формирование высоких отвалов пустых пород позволяют не планировать в обозримой перспективе отчуждение дополнительных земельных площадей под развитие горных работ.

Модернизированная технология БВР позволила существенно снизить вредные воздействия взрывов на окружающую среду, в том числе на близко расположенную от карьера селитебную зону.

Важным результатом перехода на использование ЭВВ явилось снижение выбросов в атмосферу ядовитых продуктов взрыва. Сравнительные замеры содержаний оксидов углерода и азота в пылегазовом облаке, проведенные ПСЛ комбината, показали, что содержание оксидов углерода и азота в продуктах взрыва ЭВВ в 3−9 раз меньше, чем при взрывании штатных ВВ заводского изготовления. При заряжании скважин ЭВВ полностью исключено выделение ядовитой пыли на рабочем месте взрывника, имевшее место при механизированном и ручном заряжании гранулированными ВВ. Поданным замеров, концентрация загрязняющих веществ (пыли и газов) в атмосфере селитебной зоны во время массовых взрывов в карьере с переходом на использование эмульсионных ВВ не превышает установленных нормативов — 0,5 мг/м³. Применение НЭСИ с точными интервалами замедлений избавило комбинат от неуправляемого воздействия сейсмических и ударных воздушных волн на объекты промплощадки и города.

Из других реализованных экологически эффективных проектов можно отметить: интенсивное оснащение систем водопотребления современными расходомерами; реконструкцию системы слива и хранения топочного мазута на складе ГСМ; совершенствование нефтеловушек в системе стоков дренажных вод на промплощадке комбината; реконструкцию изношенных и морально устаревших аспирационных систем. [12]

Заключение

Истощение запасов богатых руд вместе с требованием рынка улучшить качество товарной продукции вынуждает ее производителей постоянно совершенствовать технологические схемы обогащения сырья.

Практически во всех странах мира к 2005 г. значительно возросло качество железорудной продукции. При этом содержание железа в концентратах, получаемых по магнитной технологии как на предприятиях России, так и за рубежом, находится на одном уровне — от 60,2 до 67,6%. Основной прирост массовой доли железа в концентратах получают за счет введения доводочных операций (тонкое грохочение, обратная катионная флотация), стадиального выделения концентратов, применения более совершенных магнитных сепараторов. Доводочные операции позволяют повысить содержание железа в концентратах до 67,5−71,8% и понизить содержание в них кремнезема до 2% и менее. Так, на предприятиях «Пи — Ридж» (США), «Мапьбергет» (Швеция), на Лебединском ГОКе (РФ) на доводочных отделениях производят особо чистые концентраты (69−70% железа и до 2,5% кремнезема), которые используют в электросталеплавильном производстве, при изготовлении аккумуляторов (соответственно 71−71,2 и до 1%) и в порошковойметаллургии (71,4−71,8 и до 0,3%). [13]

На некоторых комбинатах в качестве доводочной операции применяют тонкое грохочение (Костомукшский ГОК), позволяющее повысить содержание железа с 65,7 до 67,6% и одновременно увеличить извлечение металла с 76,4 до 78%. В настоящее время на многих предприятиях исследуют возможность применения для этих целей грохотов «Деррик» .

Высокие технологические показатели доводки магнетитового концентрата получены с применением магнитно-гравитационного классификатора типа МГК-1500.

Промышленные испытания которого проведены на Костомукшском и Лебединском ГОКах. Показано, что с помощью классификатора содержание железа в концентрате на Костомукшском ГОКе можно повысить до 68,5−69% без применения тонкого грохочения. На Лебединском ГОКе указанный аппарат позволил получить концентрат, содержащий 70−71% железа без применения обратной флотации, не выделяя отвальные хвосты, т. е. с получением двух концентратов.

Новым направлением совершенствования технологии обогащения магнетитовых кварцитов является применение сепараторов с бегущим магнитным полем. Промышленные испытания на Михайловском и Лебединском ГОКах показали высокую эффективность разработанных в НТЦ МГГУ высокоселективных магнитных сепараторов типа ВСП БМ-32,5/25 с вращающейся магнитной системой и сепаратора типа ПМС-90/50. [3]

Флотационная доводка концентратов в технологическом отношении является наиболее совершенной. Она кардинально решает проблему производства чистых железорудных концентратов, вплоть до получения мономинеральных фракций. Доводка имеет целью снизить содержание кремнезема в форме кварца и силикатов. Попутно снижается содержание щелочей (K₂0+Na₂0), которые в основном входят в состав силикатов, что позволяет подвергнуть железосодержащие окатыши металлизации.

Флотацию кремнезема из магнетитовых концентратов на всех зарубежных фабриках проводят с использованием катионных собирателей (С.И. Кретов, 2006). В ФРГ, США, Швеции и других странах выпускают большой ассортимент катионных собирателей для флотации кварца: додециламин; диамины С₁₃-С₁₅; лаурил и стеариламины; реагенты Armac С с радикалом С₆-С₁₈, Armeen с радикалом С₁₆-С₁₈, Flotigam EDA; Лилофлоты, а также соли четвертичных аммониевых оснований типа Flotigam К2С и др.

На эффективность действия катионных собирателей влияет ряд факторов, основными из которых являются вещественный состав и крупность питания флотации, наличие растворимых солей, жесткость воды, температура пульпы и др. Так, увеличение содержания Са²⁺ и Мд²⁺ в жидкой фазе пульпы приводит к образованию труднорастворимых соединений и снижению эффективности флотации. Жесткость воды увеличивает расход катионных собирателей. Ионы СО₂^{2 -} и SO₃^{2 -} образуют нерастворимые соли с положительными ионами собирателей и также увеличивают их расход. [20]

По данным зарубежных исследований по определению влияния структуры собирателя на показатели флотации, наиболее оптимальным реагентом является эфир первичного амина R-0 (CH₂) ₃NH₂ (Я = С₈-С₁₀). При этом отмечается, что наиболее эффективная флотация обусловлена сорбцией ионов амина. Расход собирателя, по различным данным, составляет 25−90 г/т. В некоторых случаях для повышения устойчивости флотации используют пенообразователи типа MIBC. Флотацию ведут при естественном значении рН, иногда пульпу обрабатывают едким натром. В качестве эффективного депрессора минералов железа используют щелочные крахмалы и декстрин.

В настоящее время технологию магнитно-флотационного обогащения применяют примерно на половине крупных действующих обогатительных фабрик.

Схемы флотационной доводки могут быть разделены на два типа. Большая часть известных схем предусматривает выделение концентрата, хвостов и промпродукта, возвращаемого на дообогащение после доизмельчения или без него (например, предприятия «Гриффит» и «Шерман» в Канаде). В схемах второго типа выделяют только высокосортный концентрат и промпродукт (предприятие «Адаме» в Канаде).

Флотационную доводку магнетитовых концентратов за рубежом осуществляют в основном в машинах Wemco, которые отличаются управляемой циркуляцией, способностью работать на зернистом продукте и высоким извлечением. К таким предприятиям относятся: «Эмпайр»; «Min. Со. «; «Тилден» (США); «Адаме»; «Гриффит и Шерман» (Канада); «Кирканс» (Норвегия); «Кируна» (Швеция); «Бонг Рейндж» (Либерия). [8, 20]

Магнитно-флотационная доводка концентратов на Ингулецком ГОКе (Украина) обеспечивает получение флотационного концентрата, содержащего 69% железа, при извлечении до 90% (от операции). Процесс ведут на жесткой технической воде.

Флотационная доводка магнетитовых концентратов в ОАО «Южный ГОК» (Украина) на технической воде (рН = 8,3, расход катионных собирателей 100−150 г/т) позволяет получить в лабораторных условиях концентраты, содержащие 68,2−70,6% железа. [13]

1. Абрамов А. А. Переработка, обогащение и комплексное использование твердых полезных ископаемых. Т.1. Обогатительные процессы и аппараты: Учебник для вузов. — 2-е изд., стер. — М.: Изд-во МГГУ, 2004.

2. Кармазин В. И. Обогащение руд черных металлов. — М.: Недра, 1982.

3. Кармазин В. В., Кармазин И. В. Магнитные и электрические методы обогащения. — М.: Недра, 1988.

4. Остапенко П. Е., Мясников Н. Ф. Безотходная технология переработки руд черных металлов. — М.: Недра, 1988.

5. Переработка отвальных хвостов фабрик и нетрадиционного сырья с применением эффективных обогатительных процессов / И. А. Енбаев, Б. П. Руднев, А. А. Шамин и др. — М.: 1988.

6. Справочник по обогащению руд черных металлов. — М.: Недра, 1980.

7. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики. — М.: Недра, 1984.

8. Тихонов О. Н., Назаров Ю. П. Теория и практика комплексной переработки полезных ископаемых в странах Азии, Африки и Латинской Америки. — М.: Недра, 1989.

9. Чуянов Г. Г. Обезвоживание, пылеулавливание и охрана окружающей среды. — М.: Недра, 1987.

10. Сухорученков А. И. Состояние и прблемы развития железорудной прмышленности России / Горный журнал 2000. — В.3. — С.82.

11. Сухорученко А. И. Железорудная база черной металлургии России / Горный журнал 2003. — В.10. — С.55.

12. Мелик-Гайказов И.В., Бочаров А. Н., Друзь Ю. Г., Березин Н. К. Основные направления природоохранной деятельности / Горный журнал 2007. — В.9. — С.66.

13. Авдохин В. М., Губин С. Л. Современное состояние и основные направления развития процессов глубокого обогащения железных руд / Горный журнал 2007. — В.2. — С.52.

14. Брыляков Ю. Е., Гершенкон А. Ш., Лыгач В. Н. Современное состояние и основные направления развития технологии глубокой и комплексной переработки фосфорсодержащих руд / Горный журнал 2007. — В.2. — С.30.

15. Fujta T., Dodbiba G., Ito R., Tanno H., Ahu J. Wet magnetic separation of Ti, Cr, Fe compounds from incinerated bottom Ash by controlling the magnetic susceptibility of the medium/ XXIV International mineral processing congress — volume 1 — 729 p.

16. Magnetization of weakly magnetic mineral by iron ores in Slurry / XXIV International mineral processing congress — volume 1 — 865 p.

17. Saghaeian S., Hejazi R. The study of enrichment of the fine hematite iron ore in Goi-E-Gohar Co / XXIV International mineral processing congress — volume 1 — 819 p.

18. Study on the separation characteristics of iron ore containing carbonate / XXIV International mineral processing congress — volume 2 — 962 p.

19. Beneficiatin of super fine Lao-grade hematite ore by coal-based direct reduction-magnetic concentration process / XXIV International mineral processing congress — volume 2 — 2072 p.

20. Innovative flotation routs in an iron ore concentrator / XXIV International mineral processing congress — volume 3 — 4205 p.

21. Mineral Commodity Summaries 2008.