книги из ГПНТБ / Федосеев, В. А. Экономика обогащения железных руд

так как в этом случае весь подрешетиый продукт состоит из зерен нижнего класса.

Следует отметить, что сортировка руды и других шихтовых материалов ие представляет технических трудностей, не требует сложного и дорогого оборудования. В среднем эксплуатационные расходы на сортировку составляют 0.01—0.02 руб., а капиталь­ ные затраты — 0.02—0.05 руб. на 1 т исходной руды.

В настоящее время в результате повышения удельного веса бедных железных руд в общесоюзной добыче, а также вовлечения в металлургическое производство новых видов железорудного сырья, нуждающегося в глубоком обогащении, дробление и сор­ тировка с последующим измельчением приобретают все большее значение как подготовительные операции перед обогащением.

Дробление железных руд как подготовительная операция перед обогащением осуществляется по трех- и четырехстадиальным схемам дробления. При четырехстадиальном дроблении крупное дробление производится в два приема. Последняя стадия дробле­ ния осуществляется обычно в открытом цикле. При этом создается резерв в повышении производительности корпусов дробления и облегчаются условия эксплуатации дробильного оборудования. Однако применение четырхстадиальных схем дробления требует значительно более высоких капитальных затрат и вызывает рез­ кое удорожание стоимости дробления. Многолетняя практика работы обогатительных фабрик Криворожского бассейна по че­ тырехстадиальным схемам дробления показала нецелесообразность

ееприменения [38].

Четырехстадиальная схема дробления (с друмя стадиями круп­

ного дробления) за рубежом также не получила широкого приме­ нения. Крупность дробления руды на обогатительных фабриках

СССР в среднем составляет 5—15% класса +25 мм в отличие от зарубежных, где она снижена до +20 мм.

Проектные удельные капитальные затраты и эксплуатацион­ ные расходы по операциям трех- и четырехстадпалыюго дробле­ ния в зависимости от годовой производительности обогатительных фабрик по исходной руде, откорректированные с учетом введенных цен с 1 VII 1967, приведены в табл. П-1 [15].

Из структуры затрат на дробление (табл. II-2) видно, что наи­ более высокий удельный вес занимают расходы на текущий ре­ монт и содержание основных средств н амортизационные отчисле­ ния. Стоимость основных производственных фондов фабрик, ра­ ботающих по схемам с четырехстадиальным дроблением, в среднем в 1.5—2 раза выше, чем фабрик с трехстадиальнымн схемами дробления. Соответственно этому амортизационные отчисления по фабрикам с четырехстадиальными схемами выше, чем с трехстадиальными схемами дробления. Для четырехстадиальиых схем дробления характерны более высокие расходы на заработную плату, энергетические затраты и прочие расходы.

20

Расход футеровочной стали зависит от крупности руды, посту­ пающей на дробление, крупности дробления, а также от распре­ деления степени дробления между стадиями. В целом при трехста­ диальной схеме дробления удельный расход стали на 1 т дробленой руды ниже, нем при нетырехстадиальной схеме. С уменьше­ нием крупности дробления руды удельный расход футеровочной стали значительно увеличивается. Сокращение расходов на футеровочную сталь в первую очередь зависит от создания износоустой­ чивых футеровочных плит.

21

Анализ распределения затрат на дробление 1 т руды по стадиям дробления показывает, что затраты в каждой последующей стадии дробления выше, чем в предыдущей. Например, в среднем по трем фабрикам, работающим по четырехстадиальной схеме (ЮГОК-2, НКГОК, ЦГОК), доля затрат по I —IV стадиям дробления в об­ щефабричной себестоимости составляет соответственно 21.0, 21.5, 27.0 и 30.5% [62].1

Ниже приводится расход электроэнергии при дроблении 1 т руды на обогатительных фабриках (в квт-ч):

Следует отметить, что снижение крупности дробления влечет увеличение расхода электроэнергии. Потребляемая мощность двигателей дробилки зависит от нагрузки и крупности исходного и дробленого материала и его механической прочности. На дро­ билках среднего дробления нагрузка на двигатель составляет 50—60% установленной'мощности, на дробилках мелкого дроб­ ления эта величина достигает в среднем 70—80%.

§ 2 . Измельчение руд

Анализ затрат по обогащению железных руд показывает, что за­ траты на измельчение в два-три раза превышают расходы на дроб­ ление и являются основной статьей расходов при обогащении. Это подтверждается, например, практикой обогащения руд (табл. П-3) горнообогатительных комбинатов Криворожского бас­ сейна [40]. Поэтому в настоящее время, когда решается задача повышения содержания железа в концентратах за счет более глу­ бокого обогащения руд, экономически эффективным направлением снижения в целом затрат на обогащение является максимальное снижение крупности дробления руды перед измельчением. Опти­ мальная крупность дробления материала, направляемого на из­ мельчение в шаровые мельницы, составляет 8—10 мм. При сниже­ нии степени дробления до такой крупности производительность мельниц повышается примерно в два раза [41].

1 Здесь и далее приняты следующие сокращения горнообогатительных комбинатов (ГОК):

ЮГОК — Южный ГОК; НКГОК — Ново-Криворожский ГОК; ЦГОК — Центральный ГОК; СевГОК — Северный ГОК; ССГОК — СоколовскоСарбайский ГОК; ИнГОК — Ингулецкий ГОК.

22

Таблица Н-З

Структура затрат по операциям обогащения 1 т руды, %

Измельчение железных руд на обогатительных фабриках осу­ ществляется в несколько стадий в стержневых и шаровых мельни­ цах. Различие технологических схем измельчения действующих обогатительных фабрик заключается в количестве стадий измель­ чения и первичной подготовке руды к обогащению. Обогатительные фабрики за рубежом работают по двухстадиальным схемам измель­ чения. В первой стадии измельчения применяются, как правило, стержневые мельницы диаметром 3200 мм, работающие в откры­ том цикле, во второй — шаровые мельницы такого же размера.

В последнее время наблюдается тенденция к увеличению раз­ меров стержневых и шаровых мельниц. Отечественные стержне­ вые и шаровые мельницы по размерам превышают зарубежные и отличаются более высокой удельной производительностью.

Процесс измельчения руд требует значительных капитальных и эксплуатационных затрат. Со снижением крупности измельчения удельные затраты возрастают. Однако установить достаточно опре­ деленную зависимость между удельными капитальными и эксплуа­ тационными затратами и крупностью измельчения руды затруд­ нительно, так как затраты на измельчение зависят кроме началь­ ной и конечной крупности измельчения материала также от целого ряда других факторов — степени измельчения руды, конструк­ ции, размера и типа мельниц, эксплуатационных условий работы мельниц. При этом затраты на измельчение в значительно большей мере зависят от степени измельчения руды, чем затраты на дроб­ ление от крупности той же руды.

На измельчение руды падает большая часть затрат. Из струк­ туры затрат на обогащение 1 т руды (табл. Н-З) по некоторым гор­ нообогатительным комбинатам видно, что если на операцию обо­ гащения (магнитная сепарация) приходится 5—10% затрат от всех затрат по переработке 1 т руды, то удельный вес расходов на измельчение колеблется от 50 до 60 %.

Распределение затрат по стадиям измельчения на различных фабриках зависит от крупности измельчения и механических

23

свойств руды. Если на первой стадии руда измельчается до круп­ ности 50—55% класса — 0.074 мм, то большая часть затрат падает на первую стадию. При измельчении руды на первой стадии в стержневых мельницах до 16—35% класса — 0.074 мм основ­ ная сумма затрат на измельчение приходится на вторую стадию.

Анализ структуры затратна измельчение (табл. Н-4) показывает, что основными причинами больших капитальных и эксплуа­ тационных затрат являются: значительная металлоемкость измельчительного оборудования, большой расход вспомогательных мате­ риалов (стержней, шаров, футеровочной стали), а также сравнп-

Т а б л и ц а II-4

Структура затрат на измельчение 1 т руды, %

тельно высокий расход электроэнергии [40 J. Кроме того, довольно большой удельный вес занимают затраты на текущий ремонт и содержание основных средств.

Расход мелющих тел (шаров, стержней) на 1 т руды зависит от качества металла, из которого они изготовлены, и условий измельчения. Расход стальных шаров составляет 0.5—1.0 кг/т, чугунных шаров — 1.0—1.5 кг/т, но может при некачественном из­ готовлении шаров быть более высоким. Расход стержней обратно пропорционален производительности стержневых мельниц и ко­ леблется от 0.1 до 1.0 кг/т измельченной руды.

В табл. П-5, по данным института «Механобр», приведены нормы расхода вспомогательных материалов в расчете на одну мельницу определенного типа й размера.

24

Т а б л и ц а II-5

Нормы расхода вспомогательных материалов на одиу мельницу в зависимости от типа и размера

Удельный вес расходов на мелющие тела и футеровочнук» сталь- в структуре затрат на измельчение составляет 40—50%. Такиевысокие затраты по этой статье в значительной мере зависят от качества стержней, шаров и футеровочной стали, которое в те­ чение ряда лет продолжает оставаться сравнительно низким. В США расход шаров составляет 0.5—0.6 кг/т руды. Изготов­ ляются они из специальных легированных марок сталей и имеют твердость 500—550 единиц по Бринелю. Твердость шаров, изго­ товленных на отечественных предприятиях, не превышает 200— 300 единиц по Бринелю.

Измельчение руд является энергоемким процессом. Расход,

При измельчении руды до 0.3—0.2 мы расход электроэнергии в среднем составляет 7—10 квт-ч/т руды. При снижении степени измельчения до 0.2—0.15 мм расход электроэнергии увеличи-

25

вается до 10—15 квт• ч/т, а при тонком измельчении (до 0.15— 0.074 мм) он повышается и составляет 14—21 квт-ч/т.

Наиболее энергоемкими являются стержневые и шаровые мель­ ницы, которые потребляют свыше 90% всей энергии, расходу­ емой на измельчение н классификацию. Удельный расход

использования измельчительного оборудования колеблется в пре­ делах 0.7—0.95. Он определяет коэффициент экстенсивного исполь­ зования оборудования обогатительных фабрик в целом. Простои, зависящие от измельчительного оборудования, занимают наиболь­ ший удельный вес (50—60%) от всех простоев обогатительных фаб­ рик. Время простоев фабрик определяется в основном временем на планово-предупредительные ремонты (ПИР) и замену мель­ ниц нз-за износа брони барабана. Время ППР на фабриках, рабо­ тающих по схемам, где на I стадии измельчения установлены стержневые мельницы, примерно в два раза больше, чем на фаб­ риках, работающих по схемам с шаровыми мельницами. Это объяс­ няется тем, что срок службы брони барабана стержневых мельниц в два раза ниже, чем шаровых.

Коэффициент интенсивной нагрузки измельчительного обору­ дования колеблется по отдельным фабрикам в значительных пре­ делах. Наиболее низкие коэффициенты интенсивной нагрузки

Выше отмечалось,что затраты на измельчение являются основной статьей расходов при обогащения железных руд. Поэтому техникоэкономические показатели обогащения в значительной мере определяются операциями измельчения, позволяющими, в част­ ности, добиться оптимальной степени раскрытия минералов и круп­ ности материала, получаемого в результате измельчения. Переизмельчение резко сипжает экономические показателп обога­ щения.

В настоящее время большое внимание уделяется разработке более эффективной технологии измельчения и новых видов измель­ чительного оборудования. Успешно ведутся исследования по разработке конструкций агрегатов для эффективного осуществле­ ния таких процессов, как самоизмельчение руд, сухое измельче­ ние, измельчение руд в безшаровых мельницах. Самоизмельчение руд помимо экономии расхода мелющих тел и соответственного снижения за счет этого эксплуатационных затрат позволяет повысить технологические показатели обогащения, а также обес­ печить необходимое раскрытие рудных минералов при более круп­ ном измельчении, чем в шаровых мельницах.

26

Процесс самоизмельчения в настоящее время в промышленном масштабе внедрен на Ингулецком ГОКе. Самоизмельчение желез­ ных руд крупностью до 600 мм позволяет значительно снизить капитальные и эксплуатационные затраты на стадии подготовки руд к обогащению за счет исключения среднего и мелкого дроб­ ления. .

Эффективность подготовки руды к обогащению определяется крупностью получаемого промежуточного продукта и количе­ ством выведенных из процесса обогащения отходов. Отношение количества готового продукта (обычно класса —0.074 мм) в про­ межуточном продукте после I стадии обогащения к объему измельчительного оборудования называется удельной производи­ тельностью мельниц по готовому продукту (в т/м3-ч). Показатель удельной производительности является синтезирующим показа­ телем, так как он учитывает все факторы, влияющие на произво­ дительность измельчительного оборудования. Этот показатель может служить критерием для оценки различных схем измель­ чения.

Показатель удельной производительности измельчительного оборудования по готовому продукту в значительной степени за­ висит от минералогического состава и петрографических особен­ ностей руд. Например, при увеличении вкрапленности нерудных минералов уже на сравнительно крупном материале достигается

ветственно увеличивается удельная производительность по гото­ вому продукту. При различных схемах измельчения и типе при­ меняемого измельчительного оборудования характер роста удель­ ной производительности неодинаков. Это может служить основой для выбора наиболее рационального измельчительного обору­ дования при обогащении различных типов руд.

П. Е. Остапенко [40] установлена зависимость удельной произ­ водительности по готовому продукту от выхода хвостов на I ста­ дии обогащения по схемам со стержневой и шаровой мельницами при обогащении магнетитовых кварцитов в условиях обогатитель­ ных фабрик ЮГОКа. С увеличением выхода хвостов на I стадии обогащения удельная производительность по готовому продукту для обеих мельниц возрастает, причем для стержневой мельницы этот рост более интенсивен п при выходе 36—40% хвостов прямые пересекаются. Точка пересечения может быть принята для раз­ граничения области применения стержневых и шаровых мель­ ниц.

Стержневая мельница дает по сравнению с шаровой меньшее ошламование материала и меньший выход крупных классов, т. е разгрузка стержневой мельницы более равномерна по' крупности. Стержневые мельницы чаще всего рекомендуются для измельче­ ния до 1 —3 мм и широко применяются для подготовки руд к маг­

27

нитному ы гравитационному обогащению и на первой стадии Двух­ стадиального измельчения. Таким обрааом, стержневые мельницы наиболее целесообразно устанавливать при обогащении руд с крупновкрапленнымн нерудными минералами, когда удовлетворитель­ ное раскрытие нерудной части достигается на сравнительно круп­ ном материале. В этом случае значительно снижается расход элек­ троэнергии, мелющих тел и футеровочной стали. В США и Канаде такие схемы нашли широкое применение при обогащении такоников. На первой стадии обогащения мокрой магнитной сепарацией из процесса обогащения выделяется 20—30% крупных хвостов, что существенно улучшает технико-экономические показатели обо­ гащения.

Из шаровых мельниц чаще применяются мельницы с решеткой, так как они имеют удельную производительность на 10—15% больше производительности мельниц с центральной загрузкой и меньше переизмельчают материал. Мельницы с центральной раз­ грузкой устанавливаются тогда, когда необходимо весьма тонкое измельчение.

В СССР обогатительные фабрики в основном работают по двух­ стадиальным схемам измельчения. Технико-экономические расчеты, промышленные исследования и практика обогащения железных руд[42, 43] показали, что для решения задачи повыше­ ния содержания железа в концентрате за счет более глубокого обогащения руд экономически эффективным направлением в рудоподготовке является внедрение многостаднальиых схем измель­ чения и обогащения.

Так, например, проектные схемы обогатительных фабрик кри­ ворожских горнообогатптельиых комбинатов, по которым были построены фабрики, предусматривали две стадии измельчения и классификации руды и три стадии магнитного обогащения. Руда на I стадии измельчалась в шаровых мельницах, работаю­ щих в замкнутом цикле со специальными классификаторами, до крупности —0.5 мм, и на II стадии — в шаровых мельнпцах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами, до крупности 80—85% класса —0.074 мм. Содержание железа в концентратах, получаемых по этим схемам, не превышало 61—02%, что объяс­ няется недостаточным количеством перечистпых операций маг­ нитных продуктов и трудностью получения стабильного тонкого измельченного материала при двух стадиях измельчения.

В 1965—1966 гг. на обогатительных фабриках криворожских ГОКов были внедрены трехстадпальные схемы измельчения на имею­ щихся производственных площадях и без снижения проектных мощностей фабрик.

Увеличение числа стадий измельчения было осуществлено без дополнительной установки шаровых мельниц путем перевода двух мельниц II стадии с параллельной работы иа последовательную.

28