Технологии обогащения итабиритов глубоких горизонтов лебединского месторождения

ВВЕДЕНИЕ



     За последние пятьдесят лет в железорудной отрасли наблюдается рост объемов добычи и потребления железных руд. Производство товарных железных руд выросло в 3,5 раза, а запасы увеличились в 6,2 раза. Но качество сырья регулярно снижается. Мировые разведанные запасы железной руды составляют около 160 млрд т, содержащих около 80 млрд т. чистого железа.

     Мировая добыча железной руды составила в 2017 году 1,93 млрд т, по сравнению с предыдущим годом увеличившись на 7%. Китай, Бразилия и Австралия обеспечивают две трети добычи, а вместе с Индией и Россией — 80% [1]

     Государственным балансом в России учтено 172 месторождения железных руд, 53 из которых находятся в стадии разработки. 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. Основными направлениями при разработке новых технологий обогащения полезных ископаемых являются повышение извлечения полезных компонентов из добываемых руд, увеличение содержания полезного компонента в получаемых концентратах, комплексность использования минерального сырья, внедрение более эффективных, менее энергоемких и экологически чистых процессов.
     Как бы велики не были запасы природных ресурсов, крайне необходимо учитывать их постепенное сокращение и вовлечение в переработку, в связи с этим, все более бедных по содержанию полезного компонента руд. Исходя из этих условий, предстоит постоянно осуществлять поиск наиболее рациональных методов переработки полезных ископаемых, разрабатывать и внедрять малоотходную и безотходную технологию их обогащения..
     В данном дипломном проекте уделено внимание вопросу технологии обогащения итабиритов глубоких горизонтов Лебединского месторождения.


5

1 Технология производства



1.1 Общая часть



1.1.1 Характеристика района строительства

     Базой сырья проектируемой обогатительной фабрики служит Лебединское и Стойло-Лебединское месторождения.
     На Лебединском месторождении вещественный состав железорудного сырья оцениваются в целом для месторождения по петрографическим разновидностям, соответствующим фациям первичного железорудного осадконакопления: гематито-магнетитовым, магнетитовым, куммингтонито-магнетитовым и биотито-магнетитовым, а также магнетито-силикатным слаборудным кварцитам [2].
     Помимо основной продукции, вывозится большой объем щебня, песка, глины, мела. В настоящее время на комбинате успешно работает завод силикатного кирпича

     Исходную руду с содержанием железа 34-35% подвергаются обогащению на магнитных сепараторах обогатительных фабрик. После обогащения получают концентрат с содержанием железа общего 68,5% и суперконцентрат с содержанием железа общего 70,0%. Концентрат, а также окатыши направляются на Оскольский электрометаллургический комбинат, Новолипецкий и Магнитогорский металлургический комбинаты, а также на экспорт.


1.1.2 Рудная база проектируемой фабрики

     А.Н. Плаксенко и Б.Д. Клагиш были выделены четыре группы итабиритов, по петрохимическим признакам:
– железнослюдко-магнетитовые кварциты –массовая доля железа <1,0 %;







6

     – магнетитовые кварциты –массовая доля железа менее 2,5 %. В эту группу входят актинолит-магнетитовые, карбонато-магнетитовые, щелочно-амфиболо-магнетитовые кварциты;

     – силикатно-магнетитовые кварциты – массовая доля железа более 2,5 и рудного железа более 20,0 %. Группа объединяет куммингтонито- и биотито-магнетитовые кварциты, переходные разновидности, а также щелочно-амфиболо-магнетитовые, у которых массовая доля силикатного железа, как правило, выше 3,0 %;
     – слаборудные и безрудные кварциты с массовой долей рудного железа менее 20,0 %.
     Институтом «Белмеханобр» в 2000 г было предложено железистые кварциты поделить на сорта:
– по измельчаемости;

– по продуктивности;

– по обогатимости.

     В связи с большой разницей показателей по измельчаемости, продуктивности и обогатимости в границах одной разновидности кварцитов и послужило основанием выделения технологических сортов.

     На три группы по измельчаемости: трудноизмельчаемые, среднеизмельчаемые, легкоизмельчаемые.
     На три группы по продуктивности: низкопродуктивные, среднепродуктивные, высокопродуктивные.
     На три сорта по обогатимости (м. д. железа в лабораторном концентрате): среднеобогатимые (64,0-66,0%), легкообогатимые (66,0-68,0%), весьма легкообогатимые (более 68,0%).
На четыре сорта по выходу концентрата:

– весьма высокопродуктивные (более 45%);

– высокопродуктивные (40-45%);

– среднепродуктивные (35-40%);

– низкопродуктивные (менее 35%).


7

1.1.3 Технические требования к концентрату и его потребители

     Технико-экономические показатели, производительность печей, расход флюсов и кокса зависят от содержания железа в концентрате. Готовый концентрата регламентируется техническими требованиями, указанными в таблице 1.1.


Таблица 1.1 –Требования к качеству концентрата

Наименование показателя


Норма













Основное




Метод определения
качества




Допуск




значение














Массовая доля железа общего, %

план




ГОСТ 2358 1.1 8






-0,1












Массовая доля диоксида кремния, %

4,5




ГОСТ 2358 1.1 5










не более

















Массовая доля  контрольного класса










93,0


-1,0

ГОСТ 27562

крупности минус 0,045мм,%

















Массовая доля влаги, %

9,8




ГОСТ 12764






± 0,5














     Концентрат, получаемый на проектируемой фабрике отличается особой чистотой, т.к. не содержит примеси серы, цинка, меди.

1.2 Технологическая часть



1.2.1 Характеристика руды

     Месторождение приурочено к центральной части северо-восточной полосы КМА.
     Средняя мощность нерудной толщины 106 м, с колебаниями в пределах от 80 до 130 м. Итабириты представляют собой микрокристаллические метаморфические образования первичного осадочного происхождения с содержанием магнитного железа 26,5% и общего 33,5%. Характерная для них форма залегания многопластовая толща. Итабириты Лебединского месторождения по минеральному составу и минералогическим свойствам разделяются на три класса окисленные, полуокисленные и неокисленные.




8

     Содержание FeO магнитного не более 6% относятся окисленные руды; кварциты, которые содержат FeO магнитного от 6 до 12% - это полуокисленные кварциты. Главными рудными минералами в кварцитах является магнетит, мартит и гематит (железная слюда) [2, 5 - 7].
     Такая руда требует предварительного обогащения, т.к. содержание железа невелико. После обогащения в концентрате сокращается содержание вредных примесей.

Таблица 1.2 – Усредненный химический состав железистых кварцитов


Массовая доля компонент и оксидов в минералогических разновидностях
компоненты


кварцитов, %


и
гематито-
магнетитовые

Силикато-магнетитовые
оксиды
магнетитовые









куммингтонит
биотит
малорудные







Fe общ
37,92
37,11

33,11
30,00
25,11
Fe магн
28,10
34,10

25,52
21,60
12,48
FeO
13,32
16,25

18,83
17,99
14,34
Fe2O3
39,39
34,97

26,42
22,91
19,96
SiO2
40,28
40,54

45,57
47,89
48,50
Al2O3
0,46
0,69

1,45
2,16
3,08
TiO2
0,10
0,08

0,06
0,07
0,49
Na2O
0,57
0,63

0,50
0,53
0,18
K2O
0,18
0,23

0,41
0,77
1,80
CaO
1,56
1,91

1,54
1,70
2,27
MgO
2,29
2,45

3,00
2,68
4,43
P
0,13
0,10

0,09
0,10
0,07
S
0,028
0,045

0,02
0,03
0,66
CO2
1,74
1,80

1,06
1,78
3,45
п.п.п.
1,81
2,09

1,98
2,89
4,50

     За счет наличия гематита массовая доля железа магнитного снижаетсяв гематито-магнетитовых кварцитах даже при самой высокой массовой доле железа общего.

     В направлении от гематито-магнетитовых кварцитов к биотито-магнетитовым и слаборудным возрастает массовая доля глинозема, оксидов магния и кальция и летучих компонентов (п.п.п.).














9


Таблица 1.3 – Усредненный химический состав итабиритов Лебединского месторождения







Массовая доля компонент и оксидов, %





Тип кварцитов
Feобщ
Feмагн
FeO
Fe2O3
SiO2
Al2O3
TiO2
MnO
Na2O
K2O
CaO
MgO
P
S
п.п.п.
































Железнослюдково-
37,48
26,33
12,99
38,80
39,91
0,66
0,09
0,08
0,42
0,17
1,57
2,19
0,085
0,04
1,81
магнетитовые































Магнетитовые
36,92
31,08
17,48
34,53
41,5
0,94
0,11
0,07
0,48
0,25
1,85
2,64
0,103
0,08
2,26
















Силикатно-
33,62
24,63
18,37
28,12
41,6
0,98
0,12
0,06
0,87
0,29
1,93
3,64
0,095
0,22
2,75
магнетитовые































Биотит-
28,96
20,76
17,56
22,19
46,84
2,35
0,18
-
0,56
0,71
1,66
3,18
0,101
0,19
2,52
магнетитовые































Полуокисленные
36,12
19,07
14,86
34,87
40,4
0,90
0,13
-
-
-
1,12
1,26
0,082
0,33
4,81
















Окисленные
34,37
30,65
10,00
41,79
40,6
0,07
0,17
-
-
-
0,83
0,73
0,071
0,15
5,90
















Слаборудные и
13,18
40,31
10,81
60,81
51,39
11,33
0,68
0,09
2,31
2,19
2,95
4,45
0,102
0,68
4,85
малорудные
















































10

     Средний химический состав исходной руды по разновидностям приведен в таблице 1.4.
     Данные свидетельствуют о некоторой изменчивости химического состава, обусловленной тектоническими процессами. Отчетливо выражено повышение массовой доли диоксида кремния, связанного с силикатами, глинозема, оксида магния, натрия и калия, а также летучих компонентов в замках складок по сравнению с крыльями. Наряду с этим наблюдалось уменьшение массовой доли железа окисного, магнитного и общего.

Таблица 1.4 – Химический состав итабиритов в разных элементах складок

Массовая доля компонент и оксидов в минералогических разновидностях

Компоненты


кварцитов, %





Куммингтонито-


и
Магнетитовые

Биотито-магнетитовые
оксиды


магнетитовые



К*
З*
К*
З*
К*
З*







Fe общ
39,91
37,77
35,94
33,11
33,59
30,00







Fe магн
35,04
33,25
29,01
25,52
29,99
21,6







FeO
17,35
18,48
18,36
18,83
16,02
17,99







Fe2O3
37,79
33,47
30,98
26,42
30,24
22,91







SiO2
38,57
40,13
43,39
45,57
46,74
47,89







Al2O3
0,52
0,61
0,64
1,45
1,14
2,16







TiO2
0,031
0,030
0,023
0,065
0,064
0,074







Na2O
0,30
0,64
0,23
0,50
0,27
0,53







K2O
0,16
0,19
0,12
0,41
0,31
0,77







CaO
1,22
1,88
1,80
1,54
1,53
1,70







MgO
2,30
2,99
2,43
3,00
1,48
2,68







P2О5
0,20
0,22
0,18
0,19
0,22
0,19







S
0,007
0,20
0,017
0,023
0,011
0,031







CO2
0,78
1,17
1,16
1,06
1,27
1,78







п.п.п.
1,23
1,75
1,70
1,98
1,77
2,89


Примечание: * К – крылья складок; З – замки складок.











11

     Аналогичная картина наблюдалась по куммингтонито – магнетитовым кварцитам нижней подсвиты, слагающей в юго-западной части месторождения. Здесь также наблюдалось обогащение итабиритов силикатами и обеднение железом. На Лебединском месторождении весьма неравномерно проявлены процессы щелочного метасоматоза, влияние которого на продуктивность железистых руд трактуется по-разному, а по сути до сих пор недостаточно изучено.

     Сопоставление химического состава наиболее распространенных на месторождении магнетитовых кварцитов верхней и нижней железорудных подсвит показало, что средняя массовая доля железа общего находится на одном уровне (34,73 и 34,81), магнитного – меньше в кварцитах нижней подсвиты (29,62 и 27,82), по массовой доле диоксида натрия магнетитовые кварциты нижней подсвиты близки к магнетитовым кварцитам западной части месторождения (0,36 и 0,44%) [7].

     Слаборудные и безрудные кварциты характеризовались массовой долей магнитного железа 9,46 и 22,36% общего. Количество железа, связанного в силикатах и карбонатах, превышало массовую долю железа, связанного в магнетите. Закисное железо преобладало над окисным, что характерно для пород закисной фации. Из оснований наибольшим количеством была отмечена магнезия (4,57%).

     Основные породообразующие минералы железистых кварцитов представлены: оксиды, амфиболы, актинолит, слюды, мусковит , карбонаты, сидерит .Рудные минералы в железистых кварцитах представлены магнетитом, мартитом и гематитом.
     Магнетит образует в породе мономинеральные прослои мощностью от 0,2 до 1,5 см, преобладают прослои мощностью 2 – 3 мм. Наиболее мощные мономинеральные прослои встречаются в магнетитовых кварцитах, где количество прослоев магнетита также наибольшее, это обычно сплошные агрегаты магнетита, состоящие из полигональных зерен неправильной формы.




20

Реже наблюдаются такие морфологические формы в срезе зерен, как квадратные, шестигранные.
     Гематит в итабиритах представлен железной слюдкой и дисперсным гематитом. Железная слюдка относится к минералогической разновидности, именуемой «железной сметаной» с размером индивидов менее 0,04 мм и формой гексагональной дипирамиды.
     Железная слюдка встречается среди талька и щелочных амфиболов, где носит следы сингенетичности с этими минералами и может быть отнесена ко вторичному гематиту.

     Кварц относится к главным минералам железорудной формации. Его массовая доля варьирует от 20,0 до 38,0%.
     В среднем по месторождению массовая доля магнетита оценивается в 40,38 %. Железная слюдка в основном характерна для верхней подсвиты железистых кварцитов, где в железнослюдко-магнетитовых кварцитах ее массовая доля в среднем составляет 13,9%. Магнетитовые кварциты содержат до 3,0% железной слюдки, а в среднем по месторождению – 2,8%.

     Наиболее низкая массовая доля кварца отмечается в ощелоченных кварцитах (28,3 – 28,8%), обычно же количество кварца в пределах 32,0 – 38,0%, увеличиваясь в силикатно-магнетитовых итабиритах.
     Минералого-аналитические исследования итабиритов показали следующее распределение химических компонентов по минералам.
     В таблице 1.5 приведен средний минеральный состав итабиритов верхней подсвиты месторождения.
     Итабириты на месторождении составляют около 50,0% продуктивной толщи. Главными минералами в них являются магнетит (до 47,0) и кварц (около 33,0%). В небольших количествах (менее 10,0%) присутствуют щелочные амфиболы, доломит, актинолит, тальк и эгирин. Из рудных минералов в них преобладает магнетит (36,0 – 38,0); доля гематита (железной слюдки) составляет 10,0 – 15,0 %.




21

Таблица 1.5 – Минеральный состав итабиритов верхней железорудной подсвиты


Массовая доля минерала в разновидностях кварцитов, %







Минерал
Гематито-

Магнетитовые
Куммингтонито-
Биотито-
Магнетито-






силикатные

магнетит.


магнетитовые
магнетитов.
малорудные







Кварц
34,4

33,2
30,1
35,2
35,4







Магнетит
38,8

47,1
35,2
29,8
17,2







Гематит
12,3

-
-
-
-







Доломит
3,6

3,9
-
-
-







Анкерит
-

-
2,4
3,9
8,2







Щелочные
6,5

7,1
1,0
2,6
-
амфиболы




















Куммингтонит+
-

-
20,5
8,2
12,0
антофиллит






Актинолит
-

1,5
-
-
-







Эгирин
1,0

1,7
-
-
-







Биотит +
1,6

3,5
7,3
16,7
24,6
зеленая слюда






Тальк
1,1

0,9
-
-
-







Альбит
-

0,5
3,0
3,1
1,0







Апатит
0,65

0,5
0,45
0,43
0,4







Пирит +
0,05

0,1
0,05
0,07
1,2
пирротин







     Основной нерудный минерал – кварц (34,0); второстепенные – амфиболы актинолит – тремолитового ряда, щелочные амфиболы (до 6,0 – 7,0 %), доломит, тальк, эгирин.


1.2.2 Выбор и обоснование технологической схемы

     Обогащение железных руд занимает одно из первых мест в использовании и переработки минерального сырья [8]. Обогатительные фабрики применяют практически все известные процессы обогащения и по сложности технологических схем являются наиболее развитыми обогатительными предприятиями. Технология обогащения руд представляет собой совокупность процессов вскрытия и разделения рудных и нерудных


22

минералов, технология однотипна и предусматривает стадиальное обогащение

с последовательным выводом нерудной части в хвосты [8].

     В последнее время в горнорудной промышленности наметилось новое направление в обогащении итабиритов – полное рудное самоизмельчение. По схемам полного рудного самоизмельчения введены в эксплуатацию обогатительные фабрики ПАО «Ингулецкий ГОК» (Украина) и АО «Лебединский ГОК».

     В технологии обогащения итабиритов важным является применение развернутой схемы магнитной сепарации, это допускает по мере раскрытия зёрен минералов без переизмельчения вывести из процесса пустую породу. Отсюда следует, что разница в крупности концентрата и хвостов весьма значительна и составляет 22-32 %, вместо 15-18 % (по классу минус 0,05 мм) по сравнению с менее развитыми схемами. Основой повышения массовой доли железа в концентратах по технологии мокрого магнитного обогащения является увеличение стадиальности и снижение крупности измельчения исходной руды для более полного вскрытия рудных минералов.

     Учитывая вещественный состав в разрабатываемом проекте принимаю трехстадиальную схему с полным рудным самоизмельчением пятью стадиями магнитной сепарации (рис.1.1). В качестве аналоговой обогатительной фабрики принимаю технологическую схему цеха обогащения №3 обогатительной фабрики AO «Лебединский ГOК».


1.2.3 Описание проектируемой схемы

     Руда (крупность 1200 мм) поступает из карьера в конусные разрушители. Руда крупностью – 300 мм является питанием для мельниц мокрого самоизмельчения I стадии. В I стади измельчение осуществляется до 65-75 % класса минус 0,071мм. Далее «галя», как мелющая среда (класс + 25 мм), подается в рудно – галечные мельницы на II и III стадию измельчения. Избыток возвращают на I стадию измельчения. Слив бутары (класс - 25мм) поступает на классификаторы I стадии. Пески возвращаются на I стадию

23

измельчения, слив - на магнитные сепараторы I стадии концентрации. По хвостовому лотку слив хвостов всех приемов направляют в цех оборотного водоснабжения. Промпродукт I стадии сепарации насосами подается на классификацию в гидроциклонах I стадии. Пески самотеком поступают на II стадию измельчения. Измельчение руды во II стадии производится до 85 % класса минус 0,071 мм. Скрап, возвращается на I стадию измельчения. Слив бутары поступает на классификаторы II стадии. Пески классификатора возвращаются на II стадию измельчения, слив поступает на II стадию магнитного обогащения. Обогащенный продукт 1 и 2 стадии сепарации объединяется в зумпфе и направляется на I стадию классификации в гидроциклонах. Хвосты поступают в цех оборотного водоснабжения. Слив гидроциклонов I стадии классификации поступает на I стадию дешламации. Слив дешламаторов I стадии идет в отвальные хвосты, а сгущенный продукт насосами подается на магнитные сепараторы III стадии магнитного обогащения, проводимой в 2 приема. Хвосты 1 приема поступают в хвостовой поток, а 2 – в технологический зумпф в качестве оборотной воды. Обогащенный продукт III стадии сепарации поступает в технологический зумпф и насосами подается на II стадию классификации в гидроциклонах. Пески гидроциклонов самотеком поступают на III стадию измельчения. Измельчение производится до крупности 92 – 94 % класса минус 0,045 мм. На разгрузочных горловинах мельниц установлены бутары для выделения скрапа, который возвращается на I стадию измельчения. Слив бутары поступает на классификаторы третьей стадии классификации. Пески классификаторов возвращаются на третью стадию измельчения, слив классификатора III стадии поступает на IV стадию магнитного обогащения. Хвосты IV стадии магнитной сепарации самотеком поступают в хвостовой поток, а обогащенный продукт возвращается на вторую стадии классификации. Слив гидроциклонов II стадии поступает в дешламаторы II стадии дешламации. Слив дешламаторов идет в отвальные хвосты, а сгущенный продукт насосами подается на магнитные сепараторы пятой стадии магнитного обогащения, проводимой в два приёма.

24

Концентрат обезвоживается на вакуум – фильтрах. Фильтрат самотеком поступает в технологический зумпф и насосами подается на II стадию классификации в гидроциклонах. Перелив, объединяясь со сгущенным продуктом II стадии дешламации, насосами подается на магнитные сепараторы первого приема пятой стадии магнитной сепарации. Описанная технологическая схема с соотношением объемов мельниц по стадиям измельчения 2: 1: 1 является основной.

























































25




































































Рисунок 1.1 – Проектируема технологическая схема обогащения




26

1.2.4 Расчет технологических показателей



1.2.4.1 Режим работы фабрики и отдельных цехов

     Для проектирования фабрики необходимо определить часовую производительность главного корпуса фабрики. По этой часовой (расчетной) производительности выбирается оборудование и при ее определении надо учитывать неизбежные простои оборудования на ремонт и эксплуатационные неполадки [9 - 11].

Определяю часовую производительность фабрики:

Qф ч =
Qфг *kн
=
19,5*106 *1,1
= 2 783 т/ч ,
(1)

365*24* Кв

365* 24 * 0,88









     Работа цеха крупного дробления принимается, как правило, по режиму подачи руды на фабрику [9 - 11].
     При непрерывном рабочем графике цеха дробления принимаю: число рабочих дней в неделе – 7, число смен в сутки – 3 по 8 часов; расчетное число рабочих дней в году – 365.

     Производительность цеха крупного дробления рассчитываю с учетом КИО (принимаю КИО=0,7 из опыта работы аналоговой фабрики).
Определяю часовую производительность корпуса крупного дробления по
формуле: QЦ . Д .Ч . = 365 3 8 0,7  КН, т/ч,
(2)



QФ.Г .


Qц.д.ч.=
19 500 000
1= 3 180 т / ч.


365 3 8 0,7








Весовую производительность цеха перевожу в объёмную:
Qоб.
Qкдч
3
Qоб.
3180
3

н












, м /ч,

2,4   1325 м /ч.
Суточная производительность цеха определяется по формуле:
QЦ.Д.Ч. = QФ.Г. = 19 500 000 = 53 424,7 т/ сут.

365	365








27

     Определяю общую степень дробления. При размере максимальных кусков в руде 1200 мм и необходимом размере максимальных кусков в дробленом продукте 300 мм теперь дробления составит:

Sобщ.
Д

1200
4,0 ,
(3)

d


300










     Дробилки крупного дробления позволяют получить за один прием степень дробления до 5 [11].
     Следовательно, рассчитанная степень дробления – 4,0 может быть достигнута в одну стадию в дробилке крупного дробления.
     Определяю ширину разгрузочной щели дробилки. Для определения ширины разгрузочной щели дробилки необходимо установить коэффициент закрупнения для номинального размера дробленого продукта, значение которого зависит от типа дробилки.
Для дробления выберем тип дробилки по ширине загрузочного отверстия:

В = 1,2 * Dпит= 1,2 * 1200 = 1440=1500мм,	(4)

     По таблице 2.13 [3] определяем коэффициент закрупнения (z1), определяющий отношение размера зерен (d) к ширине выходной щели дробилки (i): z1=1,6. При этом, в дробленом продукте содержится 5% классов крупнее d и 95% классов мельче d, так как условной максимальной крупностью кусков в дробленом продукте принято считать размер отверстий сита, через которое проходит 95% материала [11].
Ширину разгрузочной щели дробилки определяю по формуле:
b	d	300	187,5	180 мм .

z1	1,6

     Принимаю к установке дробилку типа ККД 1500/180 1 в работе, 1 – резерв.

1.2.4.3 Расчет качественно - количественных показателей

     При расчете качественно – количественной схемы определяю для всех продуктов схемы численные значения основных технологических показателей: Q, ?, ? , ?, используя балансовые уравнения.



28

     Известные значения показателей обогащения распределяю по отдельным продуктам, учитывая практические данные работы фабрики – аналога. Расчеты недостающих значений произвожу аналогично предыдущим по тем же формулам и свожу в таблицы1.1 – 1.2.
Расчет технологического баланса фабрики:

1. Выход концентрата:


?k   ?
=
81,01
32,9
= 38,74
=
?k

68,8





%.







Выход хвостов:

x = 100 - 38,74= 61,26 %

2. Массовая доля полезного компонента в хвостах:

? x = ?x ? = 18,99 32,9 = 10,2 %.
? x61,26


3. Извлечение полезного компонента в хвосты:

?x=100 - ?k =100 - 81,01= 18,99 %.



Таблица 1.6 – Технологический баланс проектируемой фабрики

№

Продукт
Выход

Массовая


Извлечение ,



%

доля,  %



%












46

Концентрат
38,74

68,8
2665,3


81,01

47

Хвосты
61,26

10,2
624,7


18,99

1

Руда
100

32,9
3290


100

Таблица 1.7 –Расчет качественно – количественной схемы


















№

Продукты


%
%

, %

Q, т/ч

1
2

3

4
5
6

7


Поступает




Измельчение I стадия



1
Исходная руда

100

32,9
3290,0
100,0

2783,0

8
Пески классификатора I стадия
72,01

32,15
2315,0
70,36

2004,0

6
Скрап

9,72

30,39
295,4
8,98

270,5


Итого

181,73

32,47
5900,0
179,34

5057,5


Выходит











2
Слив мельницы

181,73

32,47
5900,0
179,34

5057,5


Поступает




Разделение в бутаре



2
Слив мельницы

181,73

32,47
5900,0
179,34

5057,5


Выходит











3
Галя

5,92

30,17
178,7
5,43

164,7





29









4
Галя



5,92
30,17
178,7
5,43

164,7
5
Слив бутары


160,17
32,76
5247,2
159,5

4457,5
6
Скрап



9,72
30,39
295,4
8,98

270,5

Итого



181,73
32,47
5900,0
179,34

5057,5

Поступает



Классификация I стадия

5
Слив бутары


160,17
32,76
5247,2
159,5

4457,5

Выходит









8
Пески классификации I стадия

72,01
32,15
2315,0
70,36

2004,1
7
Слив классификации I стадия

88,16
33,26
2932,2
89,14

2453,4

Итого



160,17
32,76
5247,2
159,5

4457,5

Поступает


Магнитная сепарация I стадия 1 прием
7
Слив классификации I стадия

88,16
33,26
2932,2
89,14

2453,4

Выходит









9
Концентрат магнитной сепарации I
44,76
55,49
2483,7
75,5

1245,6

стадия 1прием








10
Хвосты
магнитной
сепарации
I
43,4
10,37
448,5
13,64

1207,8

стадия 1 прием



















Итого



88,16
33,26
2932,2
89,14

2453,4

Поступает


Магнитная сепарация II стадия 2 прием
9
Концентрат магнитной сепарации I
44,76
55,49
2483,7
75,5

1245,6

стадия 1 прием









Выходит









11
Концентрат магнитной сепарации I
42,99
57,3
2463,0
74,87

1196,4

стадия 2 прием








12
Хвосты
магнитной
сепарации
I
1,77
11,69
20,7
0,63

49,3

стадия 2 прием



















Итого



44,76
55,49
2483,7
75,5

1245,6

Поступает


Магнитная сепарация II стадия 3 прием
11
Концентрат магнитной сепарации I
42,99
57,3
2463,0
74,87

1196,4

стадия 2 прием









Выходит









13
Концентрат магнитной сепарации I
42,22
58,11
2453,0
74,57

1174,9

стадия 3 прием








14
Хвосты
магнитной
сепарации
I
0,77
12,65
9,74
0,3

21,4

стадия 3 прием



















Итого



42,99
57,3
2463,0
74,87

1196,4

Поступает



Классификация в г/ц I стадия

13
Концентрат магнитной сепарации I
42,22
58,11
2453,0
74,57

1174,9

стадия 3 прием








21
Концентрат  магнитной  сепарации
44,72
67,15
3003,0
91,28

1244,5

II стадия





















Итого



86,94
62,76
5456,0
165,85

2419,5

Выходит









16
Пески гидроциклона I стадия

41,23
69,02
2846,0
86,49

1147,4
17
Слив гидроциклона I стадия

45,71
57,11
2610,0
79,36

1272,1

Итого



86,94
62,76
5456,0
165,85

2419,5

Поступает



Измельчение II стадия

16
Пески гидроциклона I стадия

41,23
69,02
2846,0
86,49

1147,4
19
Пески классификации II стадия

2,73
31,45
86,0
2,61

75,7
3
Галя



5,92
30,17
178,7
5,43

164,7

Итого



49,88
94,53
3110,7
94,53

1388,2





30







Выходит












18
Слив мельницы



49,88


94,53
3110,7

94,53

1388,2

Поступает






Классификация II стадия


18
Слив мельницы



49,88


94,53
3110,7

94,53

1388,2

Выходит












20
Слив классификации II стадия

47,15


64,14
3024,7

91,92

1312,5
19
Пески классификации II стадия

2,73


31,45
86,0

2,61

75,7

Итого




49,88


62,35
3110,7

94,53

1388,2

Поступает






Магнитная
сепарация
II стадия

20
Слив классификации II стадия

47,15


64,14
3024,7

91,92

1312,5

Выходит












21
Концентрат  магнитной
сепарации
44,72


67,15
3003,7

91,28

1244,9

II стадия



























22
Хвосты
магнитной
сепарации
II
2,43


8,66
21,0

0,64

67,6

стадия




























Итого




47,5


64,14
3024,7

91,92

1312,5

Поступает






Дешламация I
стадия


17
Слив гидроциклона I стадия

45,71

57,11
2610,0

79,36

1272,1

Выходит












23
Пески дешламации I стадия

42,52


60,84
2586,0

78,63

1183,3
24
Слив дешламации I стадия

3,19


7,57
24,0

0,73

88,7

Итого




45,71


57,11
2610,0

79,36

1271,1

Поступает



Магнитная сепарация III стадия 1
прием
23
Пески дешламации I стадия

42,52

60,84
2586,0

78,63

1183,3

Выходит












25
Концентрат  магнитной
сепарации
40,36


63,52
2563,0

77,93

1123,2

III стадия 1 прием

























26
Хвосты
магнитной
сепарации
III
2,16


10,67
23,0

0,70

60,1

стадия 1 прием


























Итого




42,52


60,84
2586,0

78,63

1183,3

Поступает



Магнитная сепарация III стадия 2 прием
24
Концентрат  магнитной
сепарации
40,36


63,52
2563,0

77,93

1123,2

III стадия 1 прием


























Выходит












27
Концентрат  магнитной
сепарации
39,32


64,9
2551,0

77,57

1094,3

III стадия 2 прием

























28
Хвосты
магнитной
сепарации
III
1,04


11,53
11,99

0,36

28,9

стадия 2 прием


























Итого




40,36


63,52
2563,0

77,93

1123,2

Поступает



Классификация в г/ц II стадия


27
Концентрат магнитной
сепарации
39,32


64,90
2551,0

77,57

1094,3

III стадия 2 прием

























35
Концентрат магнитной
сепарации
56,28


63,70
3585,0

108,97

1566,3

IV стадия

























45
Фильтрат



0,10


65,8
6,6

0,20

2,7

Итого




95,7


64,19
6143,0

186,74

2663,3

Выходит












31
Пески гидроциклона II стадия

52,53


65,16
3422,4

104,04

1461,9
30
Слив гидроциклона II стадия

43,17


63,02
2720,6

82,7

1201,4

Итого




95,7


64,19
6143,0

186,74

2663,3

Поступает






Измельчение III
стадия








31









31
Пески гидроциклона II стадия
52,53

65,16

3422,4
104,04
1461,9
4
Галя
5,92

30,17

178,7
5,43
164,8
34
Пески классификации III стадия
2,98

26,16

77,9
2,37
82,9

Итого
61,43

59,89

36,79
111,84
1709,5

Выходит







32
Слив мельницы
61,43

59,89

3679,0
111,84
1709,5

Поступает


Классификация III стадия

32
Слив мельницы
61,43

59,89

3679,0
111,84
1709,5

Выходит







34
Пески классификации III стадия
2,98

26,16

77,9
2,37
82,9
33
Слив классификации III стадия
58,45

61,61

3601,1
109,47
1626,6

Итого
61,43

59,89

3679,0
111,84
1709,5

Поступает


Магнитная
сепарация
IV стадия
33
Слив классификации III стадия
58,45

61,61

3601,1
109,47
1626,6

Выходит







36
Хвосты магнитной сепарации IV
2,17

7,63

16,6
0,50
60,4

стадия
















35
Концентрат магнитной сепарации
56,28

63,7

3585,0
108,97
1566,3

IV стадия

















Итого
58,45

61,61

3601,1
109,47
1626,6

Поступает


Дешламация II cтадия

30
Слив гидроциклона II стадия
43,17

63,02

2720,6
82,7
1201,4

Выходит







38
Слив дешламации II стадия
1,71

7,74

13,2
0,40
47,6
37
Пески дешламации II стадия
41,46

65,3

2707,4
82,3
1153,8

Итого
43,17

63,02

2720,6
82,7
1201,4

Поступает
Магнитная сепарация V стадия 1 прием
37
Пески дешламации II стадия
41,46

65,30

2707,4
82,3
1153,8
44
Перелив
1,81

66,89

121,1
3,68
50,4

Итого
43,27

65,37

2828,5
85,98
1204,2

Выходит







40
Концентрат магнитной сепарации 5
41,28

67,9

2803,0
85,2
1148,8

стадия 1 прием







41
Хвосты магнитной сепарации V
1,99

12,83

25,5
0,78
55,4

стадия 1 прием








Итого
43,27

65,37

2828,5
85,98
1204,2

Поступает
Магнитная сепарация V стадия 2 прием
40
Концентрат магнитной сепарации
41,28

67,9

2803,0
85,2
1148,8

V стадия 1 прием








Выходит







42
Концентрат магнитной сепарации
40,65

68,71

2793,0
84,89
1131,3

V стадия 2 прием







43
Хвосты магнитной сепарации V
0,63

15,93

10,0
0,31
17,5

стадия 2 прием








Итого
41,28

67,90

2803,0
85,2
1148,8

Поступает




Фильтрация


42
Концентрат магнитной сепарации
40,65

68,71

2793,0
84,89
1131,3

V стадия 2 прием








Выходит







44
Перелив
1,81

66,89

121,1
3,68
50,4
45
Фильтрат
0,10

65,8

6,6
0,20
2,7


32







46  Кек
38,74
68,8
2665,3
81,01
1078,2
Итого
40,65
68,71
2793,0
84,89
1131,3


1.2.4.4 Расчет водно - шламовой схемы

     Целью проектирования водно – шламовой схемы является: обеспечение оптимальных отношений Ж :Т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операции или наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания; пределение отношения Ж : Т в продуктах схемы; определение общей потребности воды по обогатительной фабрике и составление баланса по воде
Основные соотношения: Wn = Rn Qn; Rn = Wn / Qn Для получения высоких показателей обогащения каждую операцию
обработки продукта необходимо проводить при оптимальном отношении Ж:Т, т.е. при оптимальном значении R. Эти значения устанавливаются по данным испытаний обогатимости исходного сырья с учетом опыта действующих обогатительных фабрик. [10]
     Шламовая схема дает возможность составить баланс общей и свежей воды по обогатительной фабрике. Суммарное количество воды, поступающей в процесс, должно равняться суммарному количеству воды, уходящей из процесса с конечными продуктами. Поэтому баланс общей воды выражается:




W 1 + ? L= ? Wk,




(5)
Определяю удельный расхода воды по проектируемой фабрике:


WОБЩ = 27415,7 м3/ч;









W ТЕХ = W ОБЩ -WРУДЫ = 27415,7 86,1 = 27329,6 м3/ч;





W ХОЗ = (0,1 - 0,15)?W ТЕХ = 0,1 27329,6 = 2732,96 м3/ч;



W Ф = W ТЕХ + WХОЗ = 27329,6 + 2732,96 = 30062,56 м3/ч;



Удельный расход воды на 1 тонну руды:








Wф
=

30062,56
= 10,80м
3
/ ч т и








Qруда

2783,0
























удельный расход воды на 1 тонну концентрата:
Wф
=
30062,56
= 27,88м
3
/ч т

Qк  та

1078,1






















33

Таблица 1.8 – Результаты расчета проектируемой водно – шламовой схемы

№





операции




W, м3/ч
и
Наименование продукта
?, %
Q, т/ч
R=Ж:Т

продукта











1
2
3
4
5
6

I Измельчение 1 ст. Поступает

1
Исходная руда
32,90
2783,0
0,03
86,10






6
Галя
30,39
270,5
0,03
8,40
8
Пески классификатора 1 ст.
32,15
2004,0
0,09
188,60

Свежая вода



1486,20

Итого
32,47
5057,5
0,35
1769,30

Выходит




2
Слив мельницы ММС
32,47
5057,5
0,35
1769,3
II Разделение на бутаре


Поступает




2
Слив мельницы
32,47
5057,5
0,35
1769,3

Выходит




6
Галя ММС
30,39
270,5
0,03
8,40
5
Слив бутары
32,76
4457,5
0,39
1750,70
3
Галя в МРГ
30,17
329,5
0,03
10,20

Итого
93,32
5057,5
0,35
1769,30

III Классификация 1 ст.

Поступает





5
Слив бутары
32,76

4457,5
0,39
1750,70

Свежая вода




920,90

Итого
32,76

4457,5
0,60
2671,60

Выходит





7
Слив классификатора 1 ст.
33,26

2453,4
1,01
2483,00
8
Пески классификатора 1 ст.
32,15

2004,0
0,09
188,60

Итого
65,41

4457,5
0,60
2671,60
IV
Магнитная сепарация (МС) 1 ст. 1 приём




Поступает





7
Слив классификатора 1 ст.
33,26

2453,4
1,01
2483,00

Свежая вода




1378,60

Итого
33,26

2453,4
1,57
3861,60

Выходит





9
Концентрат МС 1 ст. 1 пр.
55,49

1245,7
0,63
786,40
10
Хвосты МС 1 ст. 1 пр.
10,34

1207,8
2,55
3075,20

Итого
65,83

2453,4
1,57
3861,60

V Магнитная сепарация (МС) 1 ст. 2 приём


Поступает




9
Концентрат МС 1 ст. 1 пр.
55,.......................