109395 (708161), страница 2
Текст из файла (страница 2)
Во II и III стадиях промпродукт измельчается в шаровых мельницах с центральной разгрузкой, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Содержание твердого в разгрузках мельниц 65—70%. Плотность сливов гидроциклинов II и III стадии 12 и 10% твердого. В мельницы I, II и III стадии догружаются шары диаметром соответственно 120—80, 60 и 40 мм. Шаровая нагрузка мельниц I стадии 70 т, а мельниц II и III стадии — 102 т.
Обогащению подвергаются готовые продукты измельчения и разгрузки шаровых мельниц II и III стадии. Отделение обогащения оснащено магнитными сепараторами с противоточными (I стадия) и полупротивоточными ваннами (II—V стадии). В схеме широко применяются перечистки магнитного продукта и обесшламливание материала перед магнитной сепарацией и фильтрацией.
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содержанием 64,4% железа при извлечении общего и магнитного железа 71 и 92—94%. Концентрат обезвоживается до содержания влаги 10% на дисковых фильтрах при содержании твердого в питании 55%. и вакууме на фильтре 0,6—0,7 am. Скорость вращения дисков 0,2—0,3 об/мин. Расход воздуха составляет 0,7 м3/м2 мин. Удельная производительность фильтра равна 0,4 т/м2 ч.
3.2.Опыт совершенствования техники и технологии
Проектная схема состояла из двух стадий измельчения и трех стадий обогащения, включающих шесть приемов по выделению и перечистке магнитного продукта, и предусматривала получение концентрата с содержанием 62% железа
В процессе строительства обогатительная фабрика была переведена на многостадиальную схему обогащения. При объединении двух смежных секций по единой многостадиальной схеме количество стадий измельчения было увеличено до трех, а стадий обогащения до пяти. Число приемов по выделению и перечистке магнитного продукта в схеме возросло до 11. Благодаря новой технологии содержание железа в концентрате повысилось до 64,5% без снижения производительности.
Переводу обогатительной фабрики на новую технологию предшествовали бы силикато-магнетитовых кварцитов карьера ИнГОКа на опытной фабрике института Механобрчермет.
На фабрике произведен ряд технических мероприятий, направленных на улучшение технологии переработки руды. Изготовлена переносная намагничивающая установка и производится регулярное намагничивание магнитных шайб дешламаторов для снижения потерь магнетита в сливе дсшламаторов.
Для снижения потерь магнетита в сливе дешламаторов на питающих желобах дешламаторов установлены решетки с карманами, предохраняющие коробки от забивки. В дешламаторе установлены успокоительные спирали. Слив дешламаторов, работающих перед фильтрацией, направлен в процесс, что снизило потери магнитной фракции в хвостах на 0,1%. Пески двух-трех дешламаторов самотеком направляются в общий зумпф из-за гидростатического давления пульпы в дешламаторах. Осуществление этого мероприятия позволило сократить число насосов, перекачивающих пески дешламаторов, стабилизировало работу магнитных сепараторов III и IV стадии, питающихся песками дешламаторов.
Все магнитные сепараторы размером 600 Х 1500 мм заменены высокопроизводительными машинами 209П-СЭ и ПВМ-4ПП. В результате замены сепараторов схема обогащения, показанная на рис. 17, усовершенствована, исключена операция перечистки хвостов I, III и V стадиях, в III и V стадиях магнитная сепарация. Осуществляется в три приема с перечисткой магнитного продукта. В первом приеме I стадии обогащения установлены противоточные сепараторы 209П-СЭ, во II приеме — полупротивоточные сепараторы ПБМ-4ПП.
Отделение фильтрации оборудовано модернизированными вакуум-фильтрами Ду-68-2,5, изготовленными для железорудной промышленности. Мешалка усиленной конструкции обеспечивает эффективное перемешивание материала в ванне. Это позволило отказаться от подачи питания насосами снизу ванны и осуществить подачу через пульподелитель. сверху ванны, что значительно облегчило работу. Новый редуктор-вариатор позволяет в необходимом диапазоне регулировать скорость вращения дисков. Для снижения влаги в кеке применяется мгновенная отдувка кока сжатым воздухом повышенного давления. Производится рационная загрузка и переклассификация шаров. B мельницы I стадии первоначально загружаются шары следующего гранулометрического состава: диаметром 40мм — 18%, диаметром 60 мм. — 50%, диаметром 80 мм — 32%. Шары в мельницу загружаются барабанным питателем, для переклассификации шаров имеется специальный стенд. Догрузку осуществляют шарами диаметром 80—120 мм.
На фабрике испытывалась схема с контрольной классификацией слива гидроциклонов в III стадии. Слив основных гидроциклонов направлялся непосредственно без промежуточной емкости и насосов в дополнительные гидроциклоны для контрольной классификации. Пески основных и дополнительных гидроциклонов направлялись в мельницу. Результаты классификации и измельчения по этой схеме практически не были улучшены.
3.3.Вторая очередь обогатительной фабрики
Вторая очередь фабрики введена в эксплуатацию в 1969 г. Проектная производительность второй очереди фабрики 12 млн. т в год по сырой руде.
На фабрике применено бесшаровое измельчение для тонко вкрапленных магнетитовых кварцитов. Дробление руды до крупности 300—0мм осуществляется в одну стадию, причем 70% дробленой руды будет поступать из карьера и 30% руды из корпуса дробления.
Бесшаровое измельчение руды производится в две стадии. В I стадии руда измельчается до крупности 75—80% класса —0,074 мм, в мельницах самоизмельчения МБ-70-23 объемом 80 м5, работающим в замкнутом цикле с классификаторами. Галя из разгрузки мельницы самоизмельчения выделяется при помощи бутары.
Во II стадии пром. продукт измельчается до крупности 95—98% класса —0,074мм в рудно-галечных мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Соотношение объемов мельниц I и II стадии 1:1. Изношенная галя крупностью менее 10 мм выделяется посредством бутар, установленных на рудно-галечных мельницах, и направляется и мельницы самоизмельчения. Процесс рудного самоизмельчения требует применения автоматического регулирования основных параметров: плотности пульпы в мельнице «Каскад» и степени заполнения ее рудой количества подаваемой гали в рудно-галечную мельницу.
Мельница самоизмельчения работает при степени заполнения барабана рудой 38—40%, плотности слива 70—75% твердого, циркуляционной нагрузке 35—65% и производительности 75—90 %. Производительность и степень заполнения мельницы связаны экстремальной зависимостью: при степени заполнения выше или ниже оптимального значении производительность снижается. Производительность рудно-галечной мельницы 40—50 т/ч при плотности слива. 65% твердого и содержании класса —0,074 мм в сливе гидроциклонов 95-98%.
Удельные производительности мельниц самоизмельчения и рудно-галечных по классу — 0,074 мм соответственно равны 0,9 и 0,3 т/ч • м3. Процесс самоизмельчения главным образом зависит от гранулометрического состава и измельчаемости руды. Низкая производительность мельницы самоизмельчения обусловлена мелкой исходной рудой (200 — 0 мм), содержащей всего 2,0 % класса • +200 мм, вместо необходимых 15% (350— 0 мм).
Обогащение руды производится в две стадии. Обогащению подвергают готовые продукты измельчения. Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содержанием 65% -железа при извлечении 75,0%. Влажность концентрата 10,65%. Содержание железа в хвостах 13,3%, из них 2,02% магнитного железа.
Качество концентрата при бесшаровом измельчении на 0,5% выше, чем при шаровом. Дальнейшая регулировка процесса самоизмельчения позволит улучшить технико-экономические показатели фабрики второй очереди.
4. Расчет качественно количественной схемы обогащения.
Определяется необходимое и достаточное для расчета схемы в относительных показателях, число исходных показателей N.
где
- число расчетных компонентов (для монометаллической руды
);
- число продуктов разделения в схеме;
- число операций разделения в схеме;
В качестве исходных параметров принимаем содержание железа в руде, в случае их отсутствия задаемся извлечением ,
Расчет качественно-количественной схемы обогащения производим в электронных таблицах EXCEL, по следующей методике.
Рассчитаем для примера баланс качественно-количественной схемы
Зная содержание и выход исходного продукта, а также содержание продуктов полученных в результате операций, вычислим
В таблице эта формула будет выглядеть следующим образом
=C4*(D4-D7)/(D8-D7)












