Рудная база Ингулецкого горнообогатительного комбината (ИнГОК)

2.2. Рудная база Ингулецкого горнообогатительного комбината (ИнГОК)

Рудной базой комбината являются неокисленные железистый кварциты IV и V железистых горизонтов Ингулецкого участка. Мощность наносов около 18 м. Кварциты подстилаются гранато-биотито-хлоритовыми, хлорито-амфиболовыми и хлоритовыми сланцами.

Главными минералами являются; магнетит, кварц, амфиболы, карбонаты, куммингтонит. 95% запасов неокисленных кварцитов сосредоточены в IV железистом горизонте, который сложен силикатно-магнетитовыми роговиками (64,8% запасов), магнетитовыми роговиками (29,8% запасов) и гематито-магнетитовыми кварцитами (5,4% запасов).

Роговики имеют тонко- и среднеполосчатую текстуру вследствие чередования рудных и кварцевых прослоев. Мощность рудных слоев колеблется от 0,01 до 5 мм, смешанных от 0,1 до 44 мм, нерудных от 0,1 до 22 мм. Размеры зерен магнетита колеблются от 0,005 до 0,01 мм. Нерудная вкрапленность в рудных агрегатах встречается редко.

В лежачем боку роговики переходят в малорудные кварциты (содержание железа растворимого около 20%).

Зона окисления кварцитов основной толщи представлена лимонито-мартитовыми и магнетито-мартитовыми роговиками, содержащими в среднем около 32% железа.

V железистый горизонт представлен окисленными гематито-мартитовыми и неокисленными гематито-магнетитовыми джеспилитами.

Запасы неокисленных железистых кварцитов в проектных контурах карьера по категории В+C₁ составляют 1152 млн. т, балансовые запасы — 1450 млн. т.

Из железистых кварцитов Ингулецкого месторождения, содержащих в среднем 28,8% магнетита, в виде весьма тонких вкраплений и от 5 до 40,8% железосодержащих силикатов, магнитной сепарацией тонкоизмельченной руды может быть получен концентрат с содержанием 65—66% железа. Дальнейшее повышение содержания железа в концентрате может быть достигнуто удалением обратной флотацией сростков магнетита с кварцем и слабооруденелыми породами. В институте Механобрчермет обратной флотацией магнитного концентрата, содержащего 63,1—64,8% железа, в лабораторных условиях получен концентрат с содержанием 69—70% железа; выход концентрата 53,2—68,8% в операции флотации. Более богатые концентраты, содержащие 70,5—70,9% железа, при извлечении 81% в операции флотации, получены Криворожским горнорудным институтом.

3. Анализ работы действующей фабрики и результатов НИР. Выбор технологической схемы (Ингулецкий горно-обогатительный комбинат)   3.1.Первая очередь обогатительной фабрики

Ингулецкий ГОК (ИнГОК) введен в эксплуатацию в 1965 г. и состоит из карьера, дробильно-обогатительной фабрики и вспомогательных цехов. Обогатительная фабрика включает I и II очереди, на которых обработка руды осуществляется по равным технологическим схемам.

Технологическая схема обогащения руды на первой очереди фабрики приведена на рис. 4.1. Дробление руды производится в четыре стадии с применением грохочения руды по классу 25 мм перед последней стадией. Крупное дробление руды осуществляется по двум потокам: на двух конусных дробилках ККД-1500/180 и четырех конусных дробилках КРД-900/100. Руда первого приема дробления поступает самотеком (через промежуточный бункер) в дробилки II стадии. Корпус крупного дробления выполнен в виде опускного колодца диаметром 33 м и глубиной 43,2 м.

В корпусе среднего и мелкого дробления установлено каскадно по 12 дробилок КСД-2200 и КМД-2200. Схема дробления позволяет сокращать крупность руды от 1200 до 25—0 мм (8% класса +25 мм).

Таблица 3.2. Показатели работы цикла дробления

Стадия	Оборудование	Производительность, т/ч	Выпускная щель, мм.	Крупность руды, мм	Коэффициент использования оборудования
1	Дробилка ККД-1500	1500	180	350-0	0,71
2	Дробилка КРД-900	800	100	230-0	0,66
3	Дробилка КСД-2200	250	30	60-0	0,83
4	Дробилка КМД-2200	250	6-8	75,0	0,83
	Грохот 173-ГР 1,75Х35 м.	600	25		0,83

Обогатительная фабрика первой очереди состоит из восьми секций, работающих по схеме, включающей три стадии измельчения и пять стадий обогащения. Производительность секции 220 т/ч по руде и 88 т/ч по концентрату.

Схема измельчения обеспечивает конечную крупность помола 98% класса —0,074 мм. Соотношение объемов мельниц в I, II и III стадиях равно 1; 0,7; 0,7. Объем мельниц I стадии для каждой секции 72 м³

В I стадии руда измельчается в шаровых мельницах с решеткой, работающих в замкнутом цикле с классификаторами. Содержание твердого в сливах мельниц и классификаторов 80 и 55%,

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.