- •Реферат
- •Аналіз науково-дослідницьких робіт та практики збагачення корисної копалини
- •Загальні поняття про корисні копалини
- •Аналіз практик збагачення гематитових руд
- •Характеристика збагачувальної сировини
- •Обгрунтування технологічної схеми збагачення корисної копалини.
- •Розрахунок якісно-кількісної та водно-шламової схеми збагачення корисної копалини.
- •Розрахунок якісно-кількісної схеми збагачення корисної копалини.
- •Розрахунок водно-шламової схеми збагачення корисної копалини
- •Аналіз основних вузлів технологічної схеми, їхні переваги і недоліки
- •Техніка безпеки та охорона навколишнього середовища
- •Стан охорони праці на підприємстві
- •Аналіз потенційних небезпек та шкідливих чинників на робочих місцях при проведенні робіт
- •Забезпечення нормальних умов праці на робочих місцях
- •Пожежна безпека
- •Охорона навколишнього середовища на підприємстві
- •Загальні висновки
- •Список використанних джерел
Аналіз практик збагачення гематитових руд
Зі всіх гематитових руд, які збагачуються за кордоном, найближчими до гематитових кварцитів Кривбасу за мінеральним складом порожніх порід є руди з кремнеземними породами. Основним рудним мінералом в таких рудах є гематит (мартит), решта рудних мінералів має підлегле значення. За текстурно-структурними особливостями це руди з тонкою, середньою і крупною вкрапленістю. За вмістом заліза вони поділяються на: бідні руди, що містять до 40% заліза; руди середньої якості з 40-50% заліза і багаті руди з 50-60% заліза і більше. Бідні руди найчастіше вкраплені, багаті – масивні.
Для розділення рудних і нерудних мінералів гематитових руд використовують, головним чином, гравітаційні, магнітні, випал-магнітні та флотаційні процеси.
Гравітаційні схеми збагачення набули по-ширення, в основному, в тих країнах (Австралія, Канада, С'єра-Леоне, Швеція), де є значні запаси крупновкраплених і середньовкраплених руд. На фабриці Маунт Н'юмен (Австралія) гематитова руда з масовою часткою заліза 46-55,8% збагачується по гравітаційній схемі, що включає збагачення класу -100+6 мм в барабанних суспензійних сепараторах Вемко, збагачення класу -6+1 мм в важкосередовищних гідроциклонах і збагаченні матеріалу крупністю -1+0,63 мм на конусних сепараторах Райхерта. Сумарний концентрат містить 63,6% заліза при вилученні 88,3%. Збагачувальна фабрика Маунт Том Прайс (Австралія) переробляє руду з масовою часткою заліза 58,3% по комбінованій гравітаційно-магнітній схемі. На фабриках Лак Женін (Канада) після подрібнення до мінус 1,6 мм крупновкрапленої спекуляритової руди з масовою часткою заліза 30-33,5% в млинах «Каскад» в два прийоми розділення на гвинтових сепараторах отримують концентрат з масовою часткою заліза 66% при вилученні 84,7%. На фабриці Марампа (С'ера-Леоне) гвинтові сепаратори були встановлені на збагаченні грубозернистої частини гематитової руди (+0,5 мм) з середнім вмістом заліза 42 % з отриманням концентрату з масовою часткою заліза 65%. При використанні гвинтових сепараторів і концентраційних столів (фабрика Строса, Швеція) при переробці середньовкраплених кварцитів при крупності подрібнення мінус 0,1 мм отриманий концентрат з масовою часткою заліза не більше 62,5%.
Підвищення якості концентрату гвинтових сепараторів на фабриці Кудремук (Індія) привело до значних втрат тонких частинок немагнітного заліза з хвостами.
Таким чином, гравітаційне збагачення гематитових руд за кордоном здійснюється, в основному, у крупності більше 0,5 мм. Розкриття мінералів в даному випадку не є основоположним, оскільки крупність їх вкрапленості співпадає з крупністю гравітаційного збагачення. Відповідно, при подрібненні до необхідної для гравітаційного збагачення крупності відбувається розкриття крупно- і середньовкраплених мінералів Тонковкраплені бідні гематитові руди гравітаційними методами за кордоном не збагачуються.
Для середньо- і тонковкраплених гематитових і мартитових руд застосовують магнітне збагачення при переробці багатих руд або при доведенні концентратів. Так, на фабриці Консе-сайн (Бразилія) переробляється гематитова та ітабирітова руда з масовою часткою заліза 48-52%. На збагачення прямує знешламлена фракція мінус 1 мм. Отримують концентрат з масовою часткою заліза 67,7%. У Порткарт'є (Канада) на дозбагачувальній фабриці збагачують концентрат з масовою часткою заліза 66% і отримують концентрат, що містить 68-69% залі-за. Магнітне збагачення, в основному, використовується в комбінованих гравітаційно-магнітних схемах як дозбагачувальна операція. На фабриці Уобуш (Канада) дозбагачують хвости гвинтових сепараторів з отриманням концентрату, що містить 61% заліза. У складі магнітно-гравітаційної фабрики Строса (Швеція) випробувана дослідно-промислова установка сепаратора Сала ВГМС-480 для доведення хвостів гравітації.Отримують концентрат, що містить 45-50% заліза.
На зарубіжних фабриках високоінтенсивне магнітне збагачення застосовується також в комбінованих магнітно-флотаційних схемах, де, як правило, низькоякісний магнітний концентрат доводиться флотацією. Так, на фабриці Ла Перла (Мексика) збагачення гематито-магнетитової руди включає помел до крупності 90% класу мінус 0,074 мм, магнітне збагачення в слабкому полі, високоінтенсивне магнітне збагачення. Магнітний концентрат з масовою часткою заліза 58% доводиться катіонною флотацією. На фабриці Циданьшань (Китай), що переробляє мартит-гематит-магнетитову руду, що містить 29% заліза, подрібнену до 85-90% класу мінус 0,074 мм, застосовується високоінтенсивне магнітне збагачення для зниження змісту шламів в промпродукті, що направляється на флотацію. Кінцева крупність продуктів в магнітно-флотаційних схемах визначається оптимальною для їх флотаційного збагачення крупністю.
Таким чином, магнітне збагачення середньо- та тонковкраплених гематитових і мартитових руд застосовується, головним чином, як: самостійна операція при збагаченні багатих руд з отриманням високоякісного концентрату; при збагаченні бідних руд з отриманням низькоякісного концентрату і його подальшим дозбагаченням флотацією; при дозбагаченні продуктів гравітації в комбінованих схемах. Тобто, магнітне збагачення для бідних гематитових руд використовується тільки в комбінованих схемах, з подальшим доведенням флотацією, із-за низької якості магнітних концентратів.
Збагачення гематитових руд з використанням магнітної сепарації в слабкому полі передбачає попереднє випалення руди. Із-за високої вартості енергетичних ресурсів і низьких технологічних показників випал-магнітне збагачення не набуло поширення.
На фабриках по збагаченню гематитових руд як допоміжний процес використовується тонке грохочення, яке певною мірою підвищує якість концентрату, розділяючи матеріал за крупностю і, відповідно, ступенем розкриття мінералів або класифікує продукт для його ефективнішого збагачення. На фабриці Уобуш (Канада) тонке грохочення застосоване для розділення концентрату 1-го прийому високоінтенсивного магнітного збагачення, що містить 53-55% залі-за, на підрешітний продукт (58% заліза) і надрешітний продукт (35% заліза). Грохочення ведеться на двохситних грохотах з розміром отворів верхнього сита 0,154 мм, нижнього – 0,1 мм. На фабриці Кауе (Бразилія) грохота тонкого грохочення застосовуються для виділення класу -0,15+0,07 мм в живленні сепаратора Джонса. На фабриці Самарко (Бразилія) тонке грохочення застосоване в циклі помелу концентрату флотації. На збагачувальній фабриці Хонкуан (Китай) технологія збагачення бідної гематитової руди передбачає тонке грохочення після слабомагнітного збагачення, підрешітні продукти проходять через три ступені слабомагнітного збагачення з метою підвищення вмісту заліза. Підприємство Бонг Майн (Ліберія), що переробляє бідні гематит-магнетитові руди застосовує грохот з мікросіткою (160 мкм) для класифікації зливу млинів самоподрібнення. Надрешітний продукт поступає на гравітаційне збагачення в спіральних сепараторах. Хвости гравітації направляють на магнітне збагачення. Концентрат магнітного збагачення класифікують на грохоті з мікросіткою. Після флотаційного дозбагачення катіонним збирачем концентрат для огрудкування містить 64,6% заліза, грубозернистий гравітаційний концентрат – 65,1%.
У практиці збагачення гематитових руд за кордоном поширення набули пряма (вилучення залізовміщуючих мінералів в пінний продукт) і зворотна (вилучення порожньої породи в пінний продукт) флотації. Методом прямої флотації перероблялися середньовкраплені спекуляріти, що містять 35-36% заліза, на фабриці Рипаблік. Як збирач використовувалася суміш олеїнової і лінолевої кислот. Концентрат з масовою часткою заліза 61,7% отримували при крупності 45-50% класу мінус 0,074 мм; концентрат з масовою часткою заліза 65,3-67% - флотацією доздрібненого до 80% класу мінус 0,045 мм первинного концентрату при температурі пульпи 99оС. На фабриці Гроувленд (США) прямій флотації піддавали хвости магнітного збагачення магнетито-гематитових руд.
Флотація велася при крупності мінус 0,1 мм. Вживані реагенти – жирні кислоти, сульфований гас, силікат натрію, сірчана кислота. Масова частка заліза в концентраті складала 60% при виході 33%. Але у зв'язку з різким скороченням попиту на залізорудні окатиші, високими експлуатаційними витратами і конкуренцією з імпортною сировиною ці підприємства припинили діяльність.
Рис.1.1 Схема ланцюга аппаратів збагачувальної фабрики Гровленд
1-бункер, 2-дробарка гіраційна, 3-грохот, 4-дробарка коротко-конусна Саймонс, 5- грохот, 6- дробарка коротко-конусна Саймонс, 7-стрижневий млин, 8-грохот, 9-гвинтовий сепаратор, 10-фільтр, 11-гідроциклон для класифікації, 12- гідроциклон для знешламлення, 13-кульовий млин, 14-пісковий насос, 15-гідросепаратор, 16-магнітний сепаратор, 18-кульовий млин для помелу концентрату, 19-дисковий вакуум-фільтр.
Пряма флотація знаходить свій розвиток в азіатських країнах. На фабриці Циданьшань (Китай) переробляються мартит-гематит-магнетитові руди, що містять 35-40% заліза. Отримують концентрат з масовою часткою заліза 64,85% при вилученні 79,3%. Крупність подрібнення – 90% класу мінус 0,074 мм визначається крупністю флотаційного розділення. При проведенні досліджень по схемі зворотної флотації були отримані близькі технологічні показники. Проте від впровадження зворотної флотації відмовилися із-за дефіциту крохмалю. Промислові випробування по збагаченню бідної гематитової руди родовища Оїдашан (Китай) проведені по схемі, що включає безперервне подрібнення, магнітну сепарацію з низькою і високою напруженістю магнітного поля, аніонну флотацію гематиту. Отриманий концентрат містив 65,33% заліза, вилучення заліза склало 80,72%, масова частка заліза в загальних хвостах - 8,7%. Найбільші утруднення при флотації тонковкраплених руд виникають у зв'язку з необхідністю попереднього знешламлення по класу мінус 10 (20) мкм. Щоб уникнути втрат шламових залізовміщуючих зерен (або зменшити їх), застосовують селективну флокуляцію. Так, при підготовці до плавки залізної руди копальні Балюнебо (Китай) її використовують для виділення залізовміщуючого матеріалу з осаджених пісків після флотаційного збагачення. З метою зниження втрат заліза з тонкими класами як флокулянт на Михайлівському ГЗК (Росія) випробувана активна кремнекислота – дешевий і нешкідливий реагент. Для залізовміщуючих рудних шламів запропонована технологічна схема збагачення, що включає класифікацію шламів в гідроциклоні, селективну диспергацію пісків і селективну флокуляцію зливу перед флотацією. У 1990-і роки пряма флотація знайшла свій розвиток не тільки в застосуванні селективної флокуляції, що розширило її можливості при збагаченні тонковкраплених руд, але і у використанні різних реагентів, що підвищують ефективність процесу флотації. Так, в роботах китайськими дослідниками показана можливість підвищення вилучення заліза в концентрат на 3% при прямій флотації гематитових руд з використанням сульфонатів. Як збирачі при флотації окиснених мінералів, зокрема гематиту, пропонується використовувати гідроксамати (Мексика). У роботі вивчений процес флотації тонких частинок гематиту (мінус 10 мкм) із застосуванням додецилтриметі-ламоній броміду. Проведені промислові випробування збирачів на основі фосфорної і поліфосфорної кислот. У роботі наведені результати вивчення флотації тонковкрапленої гематитової руди копальні Донгашан (Китай) з використанням різних поєднань жирно-кислотних збирачів.
Таким чином, пряма флотація застосовується в схемах збагачення бідної середньо- і тонковкрапленої гематитової руди як основна операція. При використанні прямої флотації можуть бути отримані високоякісні концентрати, що містять 64-65% і більше заліза при вилученні заліза 79-80%. У схемах з прямою флотацією концентрат отримують при крупності 90% класу мінус 0,074 мм. При цьому основною проблемою є збагачення тонкодисперсних частинок, яку вирішують використанням флокуляції і вдосконалення реагентних режимів.
В даний час за кордоном в промисловому масштабі для переробки тонковкраплених гематит-мартитовых руд, подібних до дисперсновкраплених гематитових кварцитів Криворізького басейну, застосовується тільки флотаційне збагачення на фабриці Тілден. Для збагачення руди тут використовують зворотну катіонну флотацію з попередньою селективною флокуляцією. Технологічна схема включає самопомел (до крупності 85% класу мінус 25 мкм), селективну флокуляцію рудних мінералів, знешламлення і зворотну катіонну флотацію. Використовувані реагенти: амін – збирач, крохмаль – селективний флокулянт і депресор залізорудних мінералів, їдкий натр – регулятор середовища і рідке скло – пептизатор шламів при флокуляції. Проектні показники: масова частка заліза в вихідній руді 35,9%; у концентраті 65,6%; у хвостах 17,4%; вилучення заліза в концентрат 70,2%. Фабрика Тілден є єдиною, де зворотній катіонній флотації підлягає бідна вихідна руда. Це обумовлено, головним чином, вельми тонкою вкрапленністю мінералів, для розкриття яких потрібне тонке подрібнення, яке, у свою чергу, визначає необхідність застосування селективної флокуляції. Найбільш селективний флокулянт залізовміщуючих мінералів - крохмаль, що є одночасно і ефективним депресором. Тому природно в цьому випадку застосування зворотної амінної флотації. Проте, використовувані при цьому реагенти є дорогими, дефіцитними і небезпечними для навколишнього середовища. Для збагачувальної фабрики родовища Ваді Сававін (Саудівська Аравія) випробувана технологія селективної флокуляції з подальшою зворотною аніонною флотацією. Руда мололося до крупності мінус 0,025 мм з присутністю триполіфосфата натрію при рН=11, що створюється подачею їдкого натра; для селективної флокуляції в пульпу подавався крохмаль. Флотація проводилася жирно-кислотним збирачем з подачею крохмалю і хлористого кальцію (активатор кремнезему). З руди, що містить 24,5% заліза отриманий концентрат з масовою часткою заліза 64,9%. Використання зворотної аніонної флотації зв'язане з необхідністю підтримки високолужного середовища для ефективного вилучення кварцу і відрізняється складним реагентним режимом.
В основному, зворотна флотація використовується при збагаченні багатої руди або як до-збагачувальна операція для підвищення якості концентрату магнітного або гравітаційного збагачення. На фабриці Септ Ілз (Канада) з багатої гематитової руди, що містить 54,5 - 56% заліза, зворотною катіонною флотацією отримували концентрат з масовою часткою заліза 63,3-64%. Реагенти – амін, декстрин, каустична сода, суперфлок.
Із-за дорогих реагентів і невисокої якості концентрату ця фабрика працювала короткий час. На фабриці Самарко (Бразилія), що переробляє гематит - ітабирітову руду, що містить 52-53% заліза, на зворотну катіонну флотацію подається матеріал крупністю 85% мінус 0,044 мм.
Концентрат містить 66,5 - 67,5% заліза. Реагенти – амін, крохмаль, каустична сода, піноутворювач. На ряді фабрик побудовані відділення для дозбагачення концентратів зворотною катіонною флотацією. На фабриці Кауе (Бразилія) концентрат сепараторів Джонса, що містить 65% заліза, доводиться до 68-69%. На фабриці Ла Перла (Мексика) концентрат сепараторів Джонса, що містить 58% заліза, доводиться до 66% заліза. На фабриці Бонгрейнж (Ліберія) на флотацію прямує концентрат гравітаційного і магнітного збагачення. Після доздрібнення до 80-85% класу мінус 0,045 мм, основної флотації і перечищення хвостів з первинного концентрату, що містить 61- 62% заліза, отримують концентрат з масовою часткою заліза 65-66%. Реагенти – амін, декстрин, каустична сода. Виключення декстрину з процесу приводить до підвищення змісту заліза в хвостах флотації з 15 до 22%. На підприємстві Бонг Майн на катіонну флотацію прямують концентрати гравітаційного і магнітного збагачення. Концентрат містить 64,6% заліза і 6,5% кремнезему.
