3.2 Выбор и обоснование технологической схемы обогащения

Выбирая технологическую схему обогащения железистых кварцитов Лебединского месторождения, необходимо учитывать как технологические, так и экономические аспекты разработки данного месторождения.

Потребность в железосодержащем концентрате испытывают многие предприятия в России и странах Европы, в том числе и Оскольский электро­металлургический комбинат (ОЭМК), расположенной в нескольких километрах от Лебединского месторождения.

При проектировании и выборе технологической схемы принимаем модульный принцип проектирования для пяти идентичных секций будущей фабрики в соответствии с проектируемой производительностью 1,5 млн. тонн в год для одной секции[3].

Вследствие того, что основную массу неокисленных железистых кварцитов, поступающих на обогащение, составляет магнетитовые и куммингтонит-магнетитовые минеральные разновидности, в которых основной железосодержащий минерал магнетит является сильномагнитным по величине магнитной восприимчивости, а основные породообразующие и второстепенные минералы - либо слабомагнитные, либо немагнитные, то целесообразно осуществить разделение данных минералов в магнитном поле, нежели в другой среде. Поэтому для получения товарного концентрата наиболее выгодно использовать магнитную сепарацию[1,2,7].

На основании результатов исследования на обогатимость, опыта переработки аналогичных по свойствам и вещественному составу железных руд, а также учитывая технологические характеристики выбираемого оборудования, выбираем схемы дробления и измельчения.

Так как в большинстве рудной массы вкрапленность полезного компонента мелкая и тонкая, то для получения кондиционных концентратов требуется довольно тонкое измельчение[3,6,8].

Крупность руды (- 1200 + 0 мм), поступающей на дробление, ее объем и физические свойства предполагают применение в данной операции конусных дробилок крупного дробления, которые имеют достаточно высокую производительность, обеспечивающую переработку всего объема рудной массы, поступающей на дробление[1].

Вследствие того, что для основного процесса обогащения (магнитной сепарации) требуется довольно тонкое измельчение исходной руды (более 72 % класса -0,074 мм), позволяющее при оптимальных условиях получить промежуточный продукт и отвальные хвосты, целесообразно применить на I стадии измельчения - мокрое самоизмельчение, что позволит заменить две-три стадии дробления, одну-две стадии измельчения и увеличить тем самым производительность оборудования, снизить расход стали шаров и футеровки, улучшить раскрытие сростков минералов и повысить технологические показатели обогащения. Применение процесса самоизмельчения для данного сырья подтверждают исследования рудной шихты на обогатимость и самоизмельчение. Так как питание мельниц самоизмельчения - 600 + 350 мм, то необходимые параметры можно получить, применив одну стадию крупного дробления в конусных дробилках, которые обеспечивают необходимую степень дробления п. 3. 4[5].

Из практики применения процесса мокрого самоизмельчения для подготовки железистых кварцитов к обогащению известно, что данный процесс позволяет осуществлять тонкое измельчение до 0,3 – 0,07 мм крупнокускового неклассифицированного материала. Для полного извлечения ценного компонента магнитной сепарацией необходимо довольно тонкое измельчение (85 - 98 % класса -0,074 мм), поэтому целесообразно осуществить полное самоизмельчение железистых кварцитов, что достигается применением в сочетании с самоизмельчением рудногалечного измельчения, которое позволяет получать измельченный продукт, содержание в котором класса -0,074 мм удовлетворяет дальнейшему процессу обогащения[5].

Рудногалечное измельчение исключает возможность загрязнения измельчаемого материала железом, образующимся в результате износа шаров и футеровки. Исходя из того, что возможность применения рудногалечного измельчения позволяет повысить технологические показатели обогащения и качество готового концентрата, за счет увеличения тонины помола и улучшения раскрытия сростков минералов при измельчении, то следует в схему измельчения включить две стадии рудногалечного измельчения.

Характерной особенностью технологии полного самоизмельчения является необходимость установки скальпирующих спиральных классификаторов, работающих в замкнутом цикле с мельницами мокрого самоизмельчения и рудногалечными, которые обеспечивает классификацию довольно крупного материала, улавливание мелкого рудного скрапа и предохранение от него обогатительного оборудования. Поэтому принимаем к установке спиральные классификаторы с непогруженной спиралью[2,5].

Схемы дробления и измельчения включают:

- одну стадию крупного дробления в конусных дробилках;

- одну стадию самоизмельчения;

- две стадии рудногалечного измельчения.

Из вышеуказанного следует, что основным процессом обогащения является магнитная сепарация.

При обогащении магнитными методами, как показывает опыт работы обогатительных фабрик ИнГОКа, СевГОКа и ЮГОКа, являются более эффективными стадиальные схемы обогащения[20]. Магнитную сепарацию необходимо проводить в несколько приемов, что позволит увеличить содержание ценного компонента в промежуточном продукте и выделить отвальные хвосты. Первую стадию магнитной сепарации необходимо провести в три приема, что позволит выделить большое количество

отвальных хвостов. Технологическая схема обогащения будет включать три основные стадии магнитной сепарации и две контрольные, которые позволят извлекать богатый промежуточный продукт и отвальные хвосты.

После операции измельчения и магнитной сепарации следует классифицировать материал по крупности для дальнейшего извлечения ценного компонента и повышения технологических показателей обогащения, поэтому необходимо применить гидроциклоны, которые являются высокопроизводительными аппаратами и позволяют получить слив, содержание в котором класса – 0,074 мм удовлетворяет дальнейшему процессу обогащения[8,9,12].

Вследствие того, что основные рудные минералы являются хрупкими и легко шламируются, то необходимо включить в технологическую схему операции обесшламливания сливов гидроциклонов[9].

На V стадии магнитной сепарации проектируемой технологической схемы предполагается получение готового концентрата с содержанием 68,7% Fe, при извлечении 79,9%, который после дальнейшего сгущения и фильтрования отправляется к потребителю. Отвальные хвосты после сгущения отправляются на хвостохранилище, а осветленная вода - в оборотное водоснабжение обогатительной фабрики.

Принятым проектом основная технологическая схема предполагает 3-х стадиальную схему измельчения и 5-и стадиальную схему магнитной сепарации. В зависимости от содержания железа в исходной руде и потребности рынка в железорудном сырье, возможен переход на работу по технологической схеме с двумя стадиями измельчения и тремя стадиями магнитной сепарации.

Технологические показатели для данной технологической схемы теоретически рассчитаны и составляют:

Таблица 3.6

Технологические показатели схемы обогащения проектируемой ОФ

	Концентрат	Хвосты
Выход,%	38,70	62,20
Содержание,%	68,50	11,50
Извлечение,%	78,34	21,64