Козин В.З. Исследование руд на обогатимость

Подождите немного. Документ загружается.

200

Таблица 14.8

Материал Крупность

Удельная производительность

т/м

ч по исходному

Каменные угли 300-13

30-6

22-36

9-14

Руды черных металлов 40-5 35-50

Руды цветных металлов 40-5 5-20

Флюоритовые руды 20-3 2-3

Алмазосодержащие руды 25-1,6 7-9

При этом оказывается, что основной предпосылкой их использования

является раскрытие минералов в как можно большей крупности. Практический

опыт использования тяжелосредных сепараторов показал, что для крупности

более 8 мм достаточно разницы в плотностях разделяемых минералов 100 кг/м

(0,1 г/см

) (разделение магнезита и доломита, угля в тяжелых суспензиях).

Нормы удельных производительностей т/м

ч для суспензионных сепа-

раторов

Важной особенностью гравитационных методов разделения является то,

что различные гравитационные аппараты имеют перекрывающие друг друга

области их использования по крупности. Так тяжелосредные аппараты удачно

дополняются отсадкой и шлюзами, отсадка – винтовым сепаратором, концен-

трационным столом и шлюзами.

Наконец, появились эффективные аппараты для гравитационного обо-

гащения частиц, например

золота или платины, вплоть до крупности 20–30 мкм

– центробежные концентраторы.

14.10. Возможности флотации

Флотация – высокопроизводительный универсальный процесс разделе-

ния минералов, таблица 14.9.

Таблица 14.9

Возможности флотации

Фирма Объем камер, м

Производительность по

пульпе, м

/мин

НПК «Механобртехника» 0,05-2,3 -

ЗАО НПО «РИВС» 0,5-130 1-130

ОАО «Завод Труд» 0,15-8,5 0,25-10 (и более)

ОАО «Усольмаш» 0,024-100 0,048-200

ОUТО КUМРU 0,5-200 -

С помощью флотации можно разделить любые минералы.

Крупных недостатков у флотации два:

- исключительно узкий диапазон крупности флотируемых частиц при-

мерно -0,2+0,05 мм.

- использование экологически опасных реагентов.

201

Первый недостаток часто приводит к переизмельчению минералов, вто-

рой – к необходимости приобретения, хранения, приготовления, использования

и в последующем нейтрализации целого ряда реагентов.

Попытка использования ксантогената для флотации медных минералов

на действующем предприятии – Высокогорском железном руднике, находя-

щемся в черте Нижнего Тагила, привела к массовым протестам населения, так

как подземные воды (в

колодцах, скважинах и т. п.) оказались загрязненными

ксантогенатом (первые признаки – неприятный запах воды).

Несмотря на эти недостатки, флотация получила большое распростра-

нение, так как вкрапленность многих минералов руд цветных металлов оказа-

лась такой, что их раскрытие наступает именно во флотационной крупности, а

также в связи с тем, что значительная часть

руды измельчается до этой крупно-

сти в процессе добычи (уголь) и последующих операций дробления (марганце-

вые руды, флюориты, слюды, полевые шпаты и т. п.).

Экологические проблемы, естественно, остаются, но они, как правило,

успешно решаются на действующих предприятиях, хотя это и ложится допол-

нительным грузом на себестоимость обогащения флотацией.

В настоящее время

именно на основе процесса флотации строятся обо-

гатительные фабрики большой производительности. Флотационные машины с

производительностью по пульпе 200 м

/мин способны обеспечить производи-

тельность одной линии обогатительной фабрики по руде до 30 млн т в год.

14.11. Возможности выщелачивания

Выщелачивание можно отнести к процессам, применимым для руд лю-

бой крупности (табл. 14.10).

Таблица 14.10

Связь метода выщелачивания с крупностью

Капитальные вложе-

ния и извлечение ε,

Метод выщелачивания

Типичная

крупность,

мм

Типичное

вре-

мя контакта

Малые, <60 Подземное выщелачивание

Выщелачивание отвалов

Кучное выщелачивание

-1500

-150

10 лет

1 год

Большие, >90 Выщелачивание с переме-

шиванием

-0,2

-0,0010

2-24 ч

5-10 мин

Окомкование труднофильтрующихся (глинистых) руд на порядок и бо-

лее уменьшает продолжительность выщелачивания.

Крупным недостатком выщелачивания является необходимость подбора

дешевого селективно действующего реагента. Этот выбор невелик: вода, серная

кислота, цианиды, едкий натрий, кроме того, часто требуются особые условия

растворения, реализуемые в автоклавах (давление, температура, газовая среда).

Типичные условия выщелачивания представлены в

табл. 14.11.

Таблица 14.11

202

Типичные условия выщелачивания

Тип руды

Выщелачиватели,

Типичная крупность

зерен, мм

Типичное время кон-

такта

Cu H

5 - 9 5 суток

Au NaCN 0,05 - 0,2 4 – 24 ч

ильменит H

90 - 75 мкм 0,5 ч

Ni (латерит) H

3 - 0,15 2 ч

Ag NaCN 0,2 - 0,2 72 ч

U H

0,5-5 - 0,15 16 – 48 ч

U Na

5 - 0,15 90 ч

Реакторы с механическим перемешиванием изготавливают объемом 0,6

– 100 м

, а пачуки – 40 – 500 м

Одним из сильнодействующих растворителей является хлор.

Возможно его непосредственное использование, например, путем пода-

чи хлорированной газообразным хлором воды в скважины при подземном вы-

щелачивании. Однако в итоге получается производство с использованием доро-

гого и особо опасного вещества.

Использование соляной кислоты также ограничено по экологическим и

техническим причинам.

Прорывной разработкой в

этом направлении можно считать техноло-

гию, созданную Космухамбетовым А. Р. [119], состоящую в выделении ионов

хлора из раствора поваренной соли в специально созданном электролизере и

использовании этих ионов для выщелачивания. При этом удается растворить

сульфиды и перейти к комплексному использованию медноколчеданных руд с

предельно высоким извлечением меди, цинка, железа, серы, золота и

др. ком-

понентов.

Развивая этот путь, Морозов Ю. П. вплотую подошел к созданию эко-

номичной технологии комплексного обогащения сульфидных руд с использо-

ванием весьма дешевого реагента - NaCl при нормальных условиях по темпера-

туре и давлению.

14.12. Возможности обезвоживания

Возможности обезвоживания связаны с крупностью обезвоживаемого

материала. Механическое обезвоживание реализуется в различных

аппаратах

табл. 14.12. На рис.14.6 показана связь крупности и давления для выбора типа

аппарата.

203

Таблица 14.12

Возможности обезвоживания

Фирма

Тип сгу-

стителя

Диаметр чана D,

Площадь

осажде-

ния, м

Удельная на-

грузка,

т/м

сутки

Иркутский завод

тяжелого машино-

строения

Ц(Д)М

СВГ-Д

25-100

18-30

490-7850

250-700

4-6

ОАО «Завод

«Труд»»

СП (пла-

стинча-

тый)

- -

Производитель-

ность, м

/ч

25-400

Другие Ц 2,5-18 5-250

Вакуум-фильтры

Фирма Тип D барабана, м

Площадь

фильтро-

вания, м

Удельная на-

грузка,

т/м

сутки

Уральский завод

химического ма-

шиностроения

БОУ (ба-

рабан-

ный)

1,7-3,0 3-40 0,2-1,2

ДУ (дис-

ковый)

1,8-2,5 9-100 0,6-1,2

Завод «Прогресс»

Л (лен-

точный)

Ширина ленты, м

0,7-1,6

1,6-10 3-5

Фильтр-прессы и центрифуги

Фильтр-прессы - - 2,5-100 0,1-0,2

Высокое

Среднее

Низкое

Давление

0,001 0,01

0,1 1 10 100

Крупность, мм

Рис.14.6. Область использования способов механического обезвоживания

в зависимости от крупности

204

W, %

Относительные

затраты

5101520

30 35

Сушка

Фильтрование

Сгущение

Однако возможности использования различных аппаратов ограничены

также диапазоном влажности получаемого обезвоженного продукта. На

рис.14.7 показаны области использования наиболее распространенных процес-

сов обезвоживания – сгущения, фильтрования и сушки с указанием удельных

затрат на эти процессы.

14.13. Составление вариантов технологических схем

Начальный этап разработки технологических схем состоит в выделении

технологических классов и

выборе для каждого из пяти обогащаемых классов

разделительных признаков.

Так как для разделения в каждом технологическом классе могут быть

выбраны 2-3 разделительных признака, то теоретически для каждой руды воз-

можно составить 32-243 варианта схем. Однако это не так, и в каждом техноло-

гическом классе выбор может быть предопределен, что приводит в реальной

ситуации к ограниченному числу вариантов технологических схем. На выбор

пути решения задачи кроме технологических могут влиять и технические огра-

ничения, связанные с отсутствием для реализации разделительного признака

аппарата. Так, например, отсадка крупнокусковых руд технически не решена. В

связи с отсутствием электрических сепараторов большой производительности

редко рассматривают в качестве реального варианта обогащения

электриче-

скую сепарацию и т. п. Опыт эксплуатации фабрик мира на аналогичных рудах

приводит к предпочтительному выбору апробированных путей решения задачи.

Все это немаловажно, но следует помнить, что выбранное на этом этапе

решение будет трудно исправить в последующем, поэтому составлять техноло-

гическую схему следует, руководствуясь принципами:

1) предусмотреть обогащение всех пяти

технологических классов;

2) при наличии трудностей технической реализации найти варианты их

преодоления, изучив возможности всех процессов;

3) учитывать в каждом технологическом классе выделение максимально

возможного числа концентратов, в т. ч. из минералов породы;

Рис. 14.7. Области использования и затраты для

трех основных видов обезвоживания в зависимо-

сти от требуемой влажности

205

4) в максимально большем числе стадий использовать сухие методы

обогащения, так как они более экономичны и экологичны (очистка воздуха бо-

лее проста, чем очистка воды);

5) нужно всегда стремиться к минимизации:

- объема и глубины измельчения;

- объемов фильтрации и сушки;

- объема хвостов в целом;

- из обогатительных процессов – флотации, так как с

нею связаны мно-

гие дорогостоящие заключительные процессы;

6) целесообразно включать:

- операции породовыборки и сортировки;

- операции обогащения крупных классов гравитационными способами;

- сухое складирование хвостов, в том числе отдельно по классам круп-

ности с возможной реализацией, учитывающей потенциальную ценность руды

(хвостов), либо с возможной последующей переработкой. Так, с появлением

центробежных сепараторов

появилась возможность извлекать платину из лежа-

лых пирротиновых хвостов Норильского комбината.

Эти рекомендации подтверждаются, в частности, оценками в рудах доли

разубоживающей породы в первом технологическом классе. Так, на золотосо-

держащих рудах эта доля составляет 45 %, на оловянно-вольфрамовых – 62,

марганцевых – 39-44, калийных солях – 30-48, магнезитовых рудах 25-30, квар-

цевых рудах – 8, алмазных рудах – 8.

В ЮАР на

классах –150+125 и –125+76 мм производят породовыборку

из алмазных руд. Выход породы на фабрике “Ягерсфонтейн” составляет 8 %.

На комбинате “Магнезит” в 1975 году отказались от ручной породоразборки и

перешли на обогащение в тяжелых суспензиях с использованием гранулиро-

ванного ферросилиция и магнетита в соотношении 7:3 (плотность магнезита

2900-3000 кг/м

, а доломита 2700-2900 кг/м

, т. е. используемая разность вели-

чины разделительного признака – плотности составляет всего

100 кг/м

Внедренные на обогатительных фабриках цветной металлургии тяжело-

средные установки показали следующие результаты (табл.14.13) [94].

Таблица 14.13

Показатели выделения породы на обогатительных фабриках

Обогатительные

фабрики

Тип

сепаратора

Обогащае-

мый класс,

мм

Выход хвостов,

(легкой фрак-

ции), %

Извлечение метал-

лов в тяжелую

фракцию, %

Зыряновская Конусный -100 +8 42,1-67,0 84 - 96,6

Краснореченская

___

-60 +6 52,3 84 – 94

Текелийская

Колесный

Тяжелосредный

гидроциклон

-40 +10

-10 +2

37,6

92,5

Лениногорская

Колесный

Тяжелосредный

гидроциклон

-100 +12

-12 +2

35,5

93,3 – 96,7

Акжальская Колесный -50 +6 60,1 84,8 – 93,3

206

Общие правила формирования схем

В технической литературе, связанной с обогащением минерального сы-

рья всегда найдутся разного рода рекомендации по формированию схем. Выде-

лим наиболее общие из них.

1. Не дробить ничего лишнего [95].

1.1. Каждой операции дробления должна предшествовать операция

предварительного грохочения. Исключение может составить первая

стадия дробления [95].

1.2. Операция поверочного грохочения

может применяться только в по-

следней стадии дробления.

На стадиальное дробление и измельчение на железорудных фабри-

ках расходуется 60-75 % энергопотребления фабрики [96]. Поэтому

появились правила:

- снижать крупность дробленой руды. Увеличение энергозатрат на 1

кВт. ч/т в дроблении с целью снижения крупности руды дает эко-

номию при измельчении 3-4 кВт. ч/т;

- замена гидроциклонов

и классификаторов грохотами в замкнутых

циклах измельчения с шаровыми мельницами снижает расход элек-

троэнергии на 25 % и увеличивает производительность на 30 %;

- преддробление руды перед самоизмельчением обеспечивает эконо-

мию электроэнергии;

- следует применять сухую магнитную сепарацию всей мелкодроб-

леной руды.

2. Не обогащать ничего лишнего.

2.1. Затраты всегда находятся в обратной зависимости от крупности

обогащаемого сырья [97].

2.* Извлекать полезный минерал в окончательный концентрат и уда-

лять пустую породу в хвосты следует по возможности в крупном

виде (не дробить ничего лишнего) [95].

«Необходимо на более ранних стадиях обогащения выделять макси-

мально возможное количество хвостов и обеспечить стадиальное по-

лучение готовых концентратов» [97].

2.2. Чем более неравномерна по крупности

выделений вкрапленность

полезного минерала, и чем он больше шламуется при измельчении,

тем больше оснований для применения стадиального обогаще-

ния[95].

2.3. Сухие процессы экономичнее мокрых.

Стоимость обогащения угля мокрым способом – 60-150 руб/т, а на

установках сухого обогащения СЕПАИР – 25-30 руб/т.

2.4. Концентраты разного качества, получаемые на разных стадиях обо-

гащения, выпускать экономичнее, чем

одного качества (теория двух

концентратов):

207

- суперконцентраты, состоящие из частиц извлекаемого минерала с

относительным выходом (от концентрата) 30-40 %;

- рядовые концентраты, содержащие богатые сростки с относитель-

ным выходом 70-60 %.

Такой подход может быть экономически выгодным, так как супер-

концентраты могут иметь более высокую цену, чем рядовые, а ис-

ключение операций раскрытия богатых сростков может снизить се-

бестоимость переработки.

Схема обогащения должна соответствовать качеству разделения в ап-

парате.

3.1. Чем хуже сепарационная характеристика аппарата, тем сложнее

схема. Плохая сепарационная характеристика разделительного ап-

парата улучшается использованием схемы, состоящей из несколь-

ких таких аппаратов.

4. Минимизировать подготовительные и вспомогательные процессы.

Более 50 % капитальных вложений и эксплуатационных затрат не зави-

сят от метода обогащения угля

. Это затраты на прием и складирование угля и

продуктов обогащения, предварительную подготовку к обогащению, внутри-

фабричный транспорт.

Обезвоживание угля – более дорогой процесс, чем обогащение, особен-

но – процессов флотации [100].

14.14. Оценки удельных капитальных и эксплуатационных затрат

отдельных операций обогащения

Обогащение какой-либо руды может быть выполнено по разным техно-

логическим

схемам с использованием различных технологических аппаратов.

Очевидно, что уже на самых первых этапах разработки технологической схемы

обогащения приходится делать предварительные оценки экономической эф-

фективности возможных решений. Многое подсказывает «мировой» опыт пе-

реработки аналогичных руд, но для конкретной руды следует выполнить оцен-

ки решений, отличающиеся от известных хотя бы потому, что техника

перера-

ботки руд непрерывно совершенствуется.

Начнем с самых укрупненных обобщений.

I. Капитальные и годовые эксплуатационные затраты относятся при-

мерно, как 2:1.

II. Стоимость оборудования, строительных и монтажных работ в

структуре капитальных затрат относятся примерно, как 1:1:0,25.

III. Затраты на подготовительные, основные (включая измельчение) и

заключительные операции относятся примерно, как 1:2:1.

Естественно, использование наиболее дорогих операций

, таких, как об-

жиг, сушка и т. п., может заметно изменить эти пропорции.

208

В качестве примера приведем структуру капитальных затрат на строи-

тельство фабрики для обогащения железной руды производительностью

10 млн т руды в год (на 2007 год) (табл. 14.14).

Процентное соотношение капитальных и эксплуатационных затрат на

фабриках цветной металлургии представлено на рис. 14.8.

Таблица 14.14

Структура капитальных затрат на строительство фабрики

В том числе доля в

стоимости, %

Объект

Доля в

стоимо-

сти, %

строитель-

ных работ

монтаж-

ных работ

обору-

дования

Корпус крупного дробления 3,3 1,8 0,23 1,2

Корпус среднего и мелкого

дробления

9,0 3,2 0,51 5,3

Корпус сухой магнитной сепа-

рации

8,5 3,4 2,8 2,3

Галереи и перегрузочные узлы 8,8 8,2 0,2 0,4

Склад мелкодробленой руды 2,2 1,6 0,2 0,4

Корпус обогащения 25,5 9,0 3,1 13,4

Склады влажного и сухого кон-

центрата и узел погрузки

13,2 4,4 1,5 7,3

Корпус обезвоживания и сушки 8,3 2,8 1,8 3,7

Корпус высокоградиентной се-

парации

10,0 2,2 1,0 6,8

Объекты подсобного назначе-

ния

3,6 2,4 0,2 1,0

Прочие 7,6 5,0 0,4 2,2

Всего 100 44,0 12,0 44,0

На рис. 14.9 представлены доли затрат на магнитную сепарацию на же-

лезообогатительной фабрике по стадиям. Видно, что доля затрат с увеличением

номера стадии увеличивается, несмотря на снижение объема перерабатываемо-

го материала.

209

К С

Рис. 14.8. Структура капитальных К и эксплуатационных С затрат

на фабриках цветной металлургии

Доля затрат на

фабрике, %

Крупность, мм

Выход породы, %

2,4

3,3

12,8

6,5

Работа на циркуляционной

нагрузке 225 %

СМС

+25

I ММС

II ММС

0,5

III ММС

0,1

9,2

Рис. 14.9. Структура затрат по стадиям магнитной сепарации

Подготовка к обогащению магнетитовых руд обходится на порядок до-

роже, чем обогащение. 60 % всех затрат обогатительной фабрики приходится

на дробление и измельчение, в том числе 30 % на закупку мелющих тел. Удель-

ный расход металла – стержней, шаров и цильпебсов - составляет 2,2 кг/т руды.

Попытки найти формулы и соотношения для удельных капитальных и

эксплуатационных затрат

предпринимались неоднократно [101]. Однако абсо-

лютные экономические величины непрерывно меняются. Ярким примером яв-

ляется изменение цены на нефть с 1970 года с 2 долларов за баррель до 120

долларов в 2008 году.

Поэтому предварительные экономические оценки для разрабатываемых

схем целесообразно вести в относительных единицах стоимости.