Министерство образования и науки Российской Федерации Федеральное агентство по образованию МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ОТКРЫТЫЙ УНИВЕРСИТЕТ Кафедра обогащения полезных ископаемых Курсовая работа ПО КУРСУ «ОСНОВЫ ОБОГАЩЕНИЯ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ. ТЕХНОЛОГИЯ ОБОГАЩЕНИЯ ПОЛЕЗНЫХ
Студент Шифр: 8 061 344
Специальность 130 405 — Обогащение полезных ископаемых
2007 год
ЗАДАНИЕ:
«Разработать технологию обогащения полезного ископаемого и сделать расчеты качественно-количественной и водно-шламовой схем».
В качестве исходного сырья — железная руда.
Часовая производительность по руде равна: Qфч = 1000 тонн в час;
Расчетные показатели берем на основании задания:
- W — влага, 4%;
- г — выход продукта, %;
- б — содержание ценного компонента в руде, 35%;
- в — содержание ценного компонента в продукте обогащения, 65%;
е — извлечение, 88%
1. Обоснование и выбор схемы обогащения
1.1 Минеральный состав руды (полезного ископаемого)
1.2 Анализ технологии отечественных и зарубежных предприятий, перерабатывающих аналогичное сырье
1.3 Требования к качеству концентрата
1.4 Технология обогащения полезного ископаемого, принятая в работе
2. Технологический расчет
2.1 Расчет качественно-количественной схемы обогащения
2.2 Расчет водно-шламовой схемы
Основными направлениями при разработке новых технологий обогащения полезных ископаемых являются повышение извлечения полезных компонентов из добываемых руд, увеличение содержания полезного компонента в 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 искать наиболее более рациональные методы добычи полезных ископаемых, разрабатывать и внедрять малоотходную и безотходную технологию обогащения руд.
Повышение эффективности обогащения железных руд является одной из важнейших проблем в области переработки минерального сырья и в значительной мере зависит от совершенства методов и критериев, на основе которых принимаются решения по выбору техники и технологии обогащения.
Процессы магнитного обогащения, основанные на различии магнитных свойств разделяемых компонентов, находят широкое применение для обогащения руд черных, редких и цветных металлов.
Обогащение полезных ископаемых
... и флотогравитация, основные расчетные зависимости. Технология галургического метода обогащения полезных ископаемых. 3.3.3. Магнитные и электрические способы обогащения полезных ископаемых. Физические основы магнитного обогащения. Способы магнитной сепарации, основы теории процесса магнитной сепарации, ...
Основными объектами магнитного обогащения являются магнетитовые, окисленные железные, сидеритовые, хромитовые и марганцевые руды.
В настоящее время разделение материалов по магнитным свойствам осуществляется главным образом в постоянном магнитном поле. Наряду с магнитными свойствами разделяемых частиц на показатели обогащения оказывают влияние их плотность, крупность, структурно-текстурные характеристики перерабатываемых руд, а также конструктивные особенности магнитных сепараторов.
1. ОБОСНОВАНИЕ И ВЫБОР СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ
1.1 Вещественный состав руды
Минеральный состав Ковдорской руды довольно сложен. Кроме магнетита — окисла железа — в руде содержится апатит, оливин, кальцит, вермикулит, сульфиды и др. минералы. Руды Ковдорского месторождения отличаются высоким содержанием фосфора и серы, а также непостоянством химического состава.
Железные руды месторождения — бедные и подлежат обогащению. Содержание железа варьирует в широких пределах от 15 до 55%, при среднем содержании — 24%. С особенностями основного рудного минерала магнетита связаны трудности, возникающие при обогащении Ковдорских железных руд.
Магнетит Ковдорского месторождения характеризуется пониженным содержанием железа, что обусловлено присутствием в его составе различных примесей. В чистом магнетите, отвечающем формуле Fe3O4, содержится 69% Fe2O3 и 31% FeO, а общее содержание железа составляет 72,4%.
Магнетит в рудах Ковдорского месторождения отличается высоким содержанием различных примесей, суммарное количество которых составляет (в форме окислов) не менее 10−12%. Часть примесей изоморфно растворена в кристаллической решетке минерала и механическим путем не удаляется. Другая — находится в магнетите в виде микровростков шпинели и ильменита, возникших в результате распада твердых растворов. Размеры микровключений обычно настолько малы (0,02−0,03 мм, иногда — менее 0.005 мм), что при измельчении руды невозможно достигнуть полного их раскрытия.
Ковдорский горно-рудный узел расположен в юго-западной части Кольского полуострова. Строение рудной залежи сложное. В ее пределах выделяются следующие основные природно-технологические разновидности (типы) руд:
- апатит-форстерит-магнетитовые;
- апатит-кальцит-магнетитовые;
- карбонат-форстерит-магнетитовые;
- штаффелит-магнетитовые и т. д.
Эти руды основные в Ковдорском месторождении, руды которого используются для комплексного обогащения.
В настоящее время из этих руд кроме железного концентрата выделяются еще апатитовый и бадделеитовый концентраты.
Физические свойства руды:
- удельный вес — 3,7
- насыпной вес — 2,0
- крепость по шкале Протодьяконова — 8−10
Химический состав руды:
|
Fe |
Feмагн |
SiO2 |
CaO |
MgO |
P2O5 |
S |
||
|
% |
25,5 |
23,5 |
13,2 |
15,9 |
16,2 |
6,9 |
0,19 |
|
Сырьем для обогатительного комплекса Ковдорского ГОКа служит смесь комплексных и маложелезистых руд, которые подразделяются на геолого-технологические сорта, отличающиеся вещественным составом, физическими и технологическими свойствами. Руды также неоднородны по структурно-текстурному строению и количественно-минеральному составу.
Главными минералами являются: магнетит Fe3O4 — среднее содержание в руде 41%, апатит Ca5[PO4]3 (OH, F) — 17%, форстерит — 18%, карбонаты — 15%, бадделеит — ZrO2 (его содержание в руде менее 0,2%, но он извлекается в промышленный концентрат) и т. д.
Анализ технологии отечественных и зарубежных предприятий,
Основные отечественные и зарубежные горно-обогатительные комбинаты перерабатывают бедные магнетитовые руды и получают концентраты высокого качества (65−66% и до 68% по содержанию железа).
Гематитовые крупновкрапленные руды в больших объемах обогащаются только гравитационными методами. Обогащение тонковкрапленных гематитовых руд осуществляется в ограниченных объемах флотационным (США) и обжигмагнитным (Россия) методами. Объем обогащения бурожелезняковых и сидеритовых руд ограничен и сокращается в связи с низким качеством получаемых из них концентратов.
Технология обогащения магнетитовых руд характеризуется применением большого числа стадий магнитной сепарации, что позволяет максимально выводить пустую породу из процесса по мере ее раскрытия.
Тонкая вкрапленность магнетита определяет необходимость применения нескольких (2−3) стадий измельчения для оптимального раскрытия зерен полезного компонента.
На отечественных фабриках, как правило, применяют многостадиальное магнитное обогащение без доводочных операций. Обычное число стадий магнитного обогащения — три, каждая из которых включает от одного до трех приемов. На обогатительных фабриках, оборудованных сепараторами 167-СЭ с прямоточными ваннами, в I и II стадиях мокрого магнитного обогащения применяют перечистку немагнитного продукта. При установке более совершенных сепараторов 209-СЭ или ПБМ-4 перечистки немагнитного продукта, как правило, не требуется.
В последние годы для обогащения железных руд применяются и более сложные схемы: увеличение количества стадий измельчения до четырех и магнитного обогащения до пяти. Подобные схемы мокрого магнитного обогащения применены на обогатительных фабриках ЮГОКа, Ингулецкого ГОКа, СевГОКа, НКГОКа и др.
При обогащении магнетитовых руд широко используются размагничивание, намагничивание и обесшламливание мелкои тонко измельченных продуктов.
1.3 Требования к качеству концентрата
Железные руды и концентраты используются в доменном и в сталеплавильном производствах, а также в специальных процессах, таких, как прямое восстановление железа, порошковая металлургия, производство губчатого железа [«https:// «, 29].
Руды и концентраты, поступающие в доменную плавку, должны удовлетворять требованиям, как по своим физическим свойствам, так и по химическому составу. Из физических свойств имеют значение: пористость, прочность при высоких температурах и крупность.
Технические требования к качеству на железный концентрат:
1. содержание железа — 63,0% — ГОСТ 12 747 — 67
2. допустимые отклонения по содержанию железа, % — ± 1,0
3. содержание фосфора, % — 0,15 — ГОСТ 12 749−67
4. допустимые отклонения по содержанию фосфора, % — + 0,5 ;
ГОСТ 12 749–67
5. содержание влаги: в летний период — не более 0,5% ГОСТ 12 764−73
в зимний период не более 0,8% ГОСТ 12 764−73
Примечание:
1. допускается отгрузка концентрата с отклонением по содержанию железа 1,5% в количестве не более 2,0% месячной поставки комбината
2. нижний предел по фосфору не ограничивается
обогащение технологический руда концентрат
3. сроки сушки устанавливаются в зависимости от погодных условий (минусовых температур) и согласовываются с потребителем.
1.4 Технология обогащения полезного ископаемого, принятая в работе
Обогатительная фабрика была введена в эксплуатацию в конце 1962 года. Проектная технологическая схема включает четырехстадиальное дробление, сухую магнитную сепарацию, измельчение магнитной фракции в одну стадию, мокрую магнитную сепарацию и обезвоживание концентрата.
Размещение оборудования предусматривалось в корпусах крупного, среднего и мелкого дробления, обогащения, сопряженном со складом обезвоживания, и в корпусе сушки.
Крупное дробление производится в двухщековых дробилках ЩКД-2100/1500, установленных каскадно с конусными дробилками ККД-990/160. Руда в дробилки подается из приемного бункера пластинчатыми питателями. После крупного дробления она двумя конвейерами транспортируется в корпус среднего и мелкого дробления, в котором установлены две дробилки КСД-2200 и четыре КМД-2200. Перед дробилками КМД-2200 установлены грохоты для выделения готового продукта. Дробленая руда системой конвейеров подается либо в корпус обогащения, либо на склад дробленой руды напольного типа емкостью 60 тыс.т.
Магнитный продукт сепарации направляется на измельчение в шаровые мельницы размером 3,6×4,0 м, работающие в замкнутом цикле с двухспиральными классификаторами диаметром 2400 мм. Пески классификатора возвращаются в мельницу для доизмельчения, а слив самотеком поступает на мокрую магнитную сепарацию. Отвальные мокрые хвосты по лотку направляются на насосную станцию первого подъема, откуда землесосами 12 ГР перекачиваются на станцию второго подъема, затем — в распределительный пульпобак и далее самотеком в хвостохранилище.
Из склада обезвоживания концентрат грейферными кранами подается в погрузочные бункеры, затем системой конвейеров, в зимнее время, в корпус сушки, а в летнее — непосредственно на погрузку. В корпусе сушки установлены три сушильных барабана диаметром 3,5 м и длиной 27 м. Высушенный концентрат системой конвейеров может направляться либо на склад сухого концентрата емкостью 60 тыс. тонн или через перегрузочный узел на погрузку. Проектная схема предусматривает получение концентрата с содержанием железа 62,5% при извлечении 85,5%.
Выбор технологической схемы магнитного обогащения магнетитовых руд производим из схемы обогащения аналогичных руд.
Исследования на обогатимость железистых кварцитов установлено, что технологические показатели обогащения зависят от минерального состава и структурно-текстурных особенностей руды.
В принятую схему для получения кондиционной крупности учитывая, что руды Ковдорского месторождения являются комплексными и из них выделяется кроме железного еще апатитовый и бадделеитовый концентраты, включены две стадии измельчения.
Измельчение принимаем мокрое при содержании 75% твердого по массе.
Мельницы устанавливаем последовательно в I стадии для более крупного измельчения, во II стадии — для доизмельчения крупного продукта I стадии до кондиционной крупности.
Мельницы I стадии работают в открытом цикле, а мельницы II стадии — в замкнутом цикле.
Работа шаровой мельницы в замкнутом цикле вызвана необходимостью контроля крупности продукта измельчения. Пески непрерывно циркулируют, выходя из цикла только после измельчения до требуемой крупности (до 40% класса -0,071мм).
Для магнитного обогащения в схему включены основная магнитная сепарация, для повышения качества концентрата вводим три перечистки с возвращением промпродукта 2 и 3 перечистки на классификацию. Такая схема обогащения позволит получать концентрат с содержанием в нем железа в = 66,0%. В схеме также предусмотрены операции фильтрации и сгущения чернового концентрата (рис. 1).
Рис. 1 Качественно-количественная технологическая схема
2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ
2.1 Расчет качественно-количественной схемы обогащения
Часовая производительность по руде равна: Qфч = 1000 тонн в час;
- При расчете качественно-количественной схемы обогащения определяем для всех продуктов обогащения числовые значения основных технологических показателей (Q, г, в, е).
Расчетные показатели берем на основании задания:
- W — влага, 4%;
- г — выход продукта, %;
- б — содержание ценного компонента в руде, 35%;
- в — содержание ценного компонента в продукте обогащения, 65%;
е — извлечение, 88%
При расчете недостающих показателей используем основные формулы:
- гnвn = гn+1 В n+1+ г n+2 В n+2; е = гв/б
Все расчетные данные сводим в таблицу 2.1:
Таблица 2.1. Баланс продуктов обогащения магнетитовой руды
|
Продукты |
Выход, % |
Массовая доля, % |
гв |
Извлечение, % |
|
|
Концентрат |
39,5 |
65,00 |
88,000 |
||
|
Хвосты общие, в том числе: |
60,5 |
5,719 |
12,000 |
||
|
хвосты магн.сеп.1 ст., 1 пр. |
25,0 |
5,00 |
3,571 |
||
|
хвосты магн.сеп.1 ст., 2 пр. |
15,0 |
7,00 |
3,000 |
||
|
хвосты магн.сеп.2 ст. |
10,0 |
5,00 |
1,429 |
||
|
хвосты магн.сеп.3 ст. |
9,0 |
6,00 |
0,200 |
||
|
слив обесшламливания 1 |
1,0 |
7,00 |
1,543 |
||
|
слив обесшламливания 2 |
0,5 |
10,00 |
2,257 |
||
|
Руда |
100,0 |
35,00 |
100,0 |
||
Таблица 2.2.
Результаты расчета качественно-количественной схемы обогащения
|
Продукты |
Выход, % |
Массовая доля, % |
гв |
Извлечение, % |
|
|
Мокрая магнитная сепарация 1 стадии, 1 прием |
|||||
|
Концентрат |
75,0 |
45,00 |
96,429 |
||
|
Хвосты |
25,0 |
5,00 |
3,571 |
||
|
Руда |
100,0 |
35,00 |
100,0 |
||
|
Мокрая магнитная сепарация 1 стадии, 2 прием |
|||||
|
Концентрат |
60,0 |
54,50 |
93,429 |
||
|
Хвосты |
15,0 |
7,00 |
3,000 |
||
|
Питание |
75,0 |
45,00 |
96,429 |
||
|
Мокрая магнитная сепарация 2 стадии |
|||||
|
Концентрат |
50,0 |
64,40 |
92,000 |
||
|
Хвосты |
10,0 |
5,00 |
1,429 |
||
|
Питание |
60,0 |
54,50 |
93,429 |
||
|
Обесшламливание 1 |
|||||
|
Обесшламленный продукт |
49,0 |
65,57 |
91,800 |
||
|
Слив (хвосты) |
1,0 |
7,00 |
0,200 |
||
|
Питание |
50,0 |
64,40 |
92,000 |
||
|
Мокрая магнитная сепарация 3 стадии |
|||||
|
Концентрат |
40,0 |
78,98 |
90,257 |
||
|
Хвосты |
9,0 |
6,00 |
1,543 |
||
|
Питание |
49,0 |
65,57 |
91,800 |
||
|
Обесшламливание 2 |
|||||
|
Обесшламленный продукт |
39,5 |
65,00 |
88,000 |
||
|
Слив (хвосты) |
0,5 |
10,00 |
2,257 |
||
|
Питание |
40,0 |
78,98 |
90,257 |
||
2.2 Расчет вводно-шламовой схемы
При расчете вводно-шламовой схемы пользуемся следующими понятиями и формулами:
Rn = Wn/Qn, где
Rn — весовое отношение жидкого к твердому в операции или продукте, численно равное отношению м3 воды на 1 тонну твердого;
- значения Rn берем из литературы;
- Wn — количество воды, м3/ч;
- Qn — вес продуктов обогащения, т/ч;
- Ln — количество воды, добавляемой в процесс, м3/ч;
- Заданная влажность руды — 4%;
- Все результаты расчета сведены в таблицу 2.3:
[Электронный ресурс]//URL: https://inzhpro.ru/kursovaya/obogaschenie-poleznyih-iskopaemyih/
Таблица 2.3
Водно-шламовая схема обогащения руды.
|
Наименование операций и продуктов |
Q, т/ч |
R |
W, м3/ч |
|
|
Измельчение I Поступает: Дробленая руда Свежая вода Итого: Выходит: Измельченный продукт Итого: |
—; |
0,04 —; 0,3 0,3 0,3 |
40,0 260,0 |
|
|
Поступает: Измельченный продукт I Свежая вода Итого: Выходит: Концентрат ММС Хвосты ММС Итого: |
—; 723,5 276,5 |
0,3 —; 0,35 0,42 0,17 0,35 |
50,0 303,87 46,13 |
|
|
Поступает: Концентрат ММС Измельченный продукт II Хвосты ММС-2 Хвосты ММС-3 Свежая вода Итого: Выходит: Пески Слив Итого: |
723,5 2256,1 36,0 25,2 —; 3040,8 2256,1 784,7 3040,8 |
0,42 0,3 70,89 94,55 —; 1,96 0,25 6,82 1,96 |
303,87 676,83 2551,98 2382,57 5915,25 564,03 5351,22 5915,25 |
|
|
Измельчение II Поступает: Пески Свежая вода Итого: Выходит: Измельченный продукт II Итого: |
2256,1 —; 2256,1 2256,1 2256,1 |
0,25 —; 0,3 0,3 0,3 |
564,03 112,8 676,83 676,83 676,83 |
|
|
Поступает: Слив Свежая вода Итого: Выходит: Концентрат ММС-1 Хвосты ММС-1 Итого: |
784,7 —; 784,7 553,9 230,8 784,7 |
6,82 —; 6,82 0,42 22,18 6,82 |
5351,22 5351,22 232,64 5118,58 5351,22 |
|
|
Поступает: Концентрат ММС-1 Свежая вода Итого: Выходит: Концентрат ММС-2 Хвосты ММС-2 Итого: |
553,9 —; 553,9 517,9 36,0 553,9 |
0,42 —; 0,42 70,89 |
232,64 2536,86 2769,5 217,52 2551,98 2769,5 |
|
|
Поступает: Концентрат ММС-2 Свежая вода Итого: Выходит: Концентрат ММС-3 Хвосты ММС-3 Итого: |
517,9 —; 517,9 492,7 25,2 517,9 |
0,42 —; 0,42 94,55 |
217,52 2371,98 2589,5 206,93 2382,57 2589,5 |
|
|
Поступает: Концентрат ММС-3 Сгущенные шламы Свежая вода Итого: Выходит: Черновой концентрат (кек) Фильтрат Итого: |
492,7 60,0 —; 552,7 474,5 78,2 552,7 |
0,42 1,5 —; 1,0 0,11 6,4 1,0 |
206,93 90,0 255,77 552,7 52,2 500,5 552,7 |
|
|
Поступает: Фильтрат Свежая вода Итого: Выходит: Сгущенные шламы Слив Итого: |
78,2 —; 78,2 60,0 18,2 78,2 |
6,4 —; 6,4 1,5 22,55 6,4 |
500,5 500,5 90,0 410,5 500,5 |
|
Баланс общей воды на фабрике
|
Поступает воды в процесс |
м3/ч |
Уходит воды из процесса |
м3/ч |
|
|
С исходной рудой, W1 В измельчение I, LI В ММС, LII В измельчение II, LIV В ММС-2, LVI В ММС-3, LVII В фильтрование, LVIII |
112,8 2536,86 2371,98 255,77 |
С хвостами ММС, W4 С хвостами ММС-1, W9 Со сливом сгущения, W17 С черновым концентратом, W14 |
46,13 5118,58 410,5 52,2 |
|
|
Всего поступает: W1 + УL |
5627,41 |
Всего уходит: УWк |
5627,41 |
|
Принимаем: 10% воды идет на смыв полов и обслуживание оборудования
W1 + УL = УWк
W1 — количество воды, поступающее с исходной рудой.
УL = УWк — W1 = 5627,41−40 =5587,41 м3/ч
Всего требуется воды:
5587,41 + 558,74 = 6146,15 м3/ч
В расчете на одну тонну перерабатываемой руды:
6146,15/1000 = 6,15 м3/ч
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ:
[Электронный ресурс]//URL: https://inzhpro.ru/kursovaya/obogaschenie-poleznyih-iskopaemyih/
К. А. Проектирование
2. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики. -2-е изд. переработанное и дополненное — М.: Недра, 1984.-405с.
