1. Обзор Обогатительная фабрика
   1.1. Общее описание
   Руда, перерабатываемая обогатительной фабрикой, поступает с открытого и подземного железорудных рудников компании «Гонгчанлинг», а также с железорудного рудника «Чжунцзи». Руда транспортируется с рудников на обогатительную фабрику с помощью 60-тонных самосвальных вагонеток, тянумых электровозами. Весь железный концентрат, производимый обогатительной фабрикой, служит сырьем для производства окатышей; часть его транспортируется по конвейерным лентам на окатышевый завод № 1, а остальная часть — по железной дороге на окатышевый завод № 2.
   Технологическая вода для обогатительной фабрики забирается из водохранилища Танхэ и реки Танхэ (притока реки Тайцзы). Пресная вода поступает с насосной станции, расположенной в 10 км от территории фабрики, а циркуляционная вода — из уплотнителей хвостов и из воды, рекуперируемой из хвостохранилища.
   Электроснабжение перерабатывающего завода осуществляется по двухконтурной линии электропередачи напряжением 6,6 кВ от подстанции Гэнцзя, находящейся в ведении Управления электроэнергетики города Ляоян.
   Основная производственная система обогатительной фабрики состоит из трёх цехов: цеха первичного обогащения, цеха вторичного обогащения и цеха третичного обогащения. В цехах первичного и вторичного обогащения перерабатывается первичная (неокисленная) руда, а в цехе третичного обогащения — окисленная руда.
   1.2. Краткая история развития
   Цех первичной обогатительной подготовки был построен в 1959 году. Он был рассчитан на переработку 5,6 млн тонн магнетитовой руды в год с использованием 15 линий измельчения и обогащения, основанных на технологическом процессе, включающем трехступенчатое дробление, ступенчатое измельчение и одноступенчатую магнитную сепарацию. По мере развития технологий сепарации производственные показатели постоянно улучшались. В 1997 году 15 линий измельчения и сепарации прошли техническую модернизацию, в ходе которой циклонная классификация была заменена двухступенчатым тонким просеиванием, что позволило стабилизировать производственные показатели. Одновременно в поток хвостов был добавлен процесс регенерации для извлечения железосодержащих минералов, утраченных на начальных этапах переработки. В 1999 году в дробильную схему была введена стадия предварительного просеивания для улучшения гранулометрического состава дробленого продукта. В 2001 году перед тонким дроблением была добавлена стадия предварительной обогащения с целью повышения содержания железа в подаваемой руде. В том же году была завершена техническая модернизация, в ходе которой был внедрен процесс обратной флотации “по обогащению железа и снижению содержания кремнезема”, что позволило сформировать комбинированную технологическую схему магнитно-флотационной обогатительной переработки, состоящую из трёхступенчатой дробления, ступенчатого измельчения и магнитно-флотационного разделения (см. рисунок 1). За год полномасштабной эксплуатации предприятие переработало 6,06 млн тонн сырой руды, произведя 2,20 млн тонн концентрата с содержанием железа 69,16% и хвостов с содержанием железа 9,62%. В соответствии со стратегией развития “11-го пятилетнего плана” компании «Анганг» — а также для удовлетворения спроса на железную руду со стороны доменных печей «Анганг» — в 2006 году на Первом обогатительном цехе была проведена масштабная техническая модернизация. Это включало замену первоначальных 15 линий измельчения и обогащения на пять вновь построенных крупномасштабных линий. После реконструкции Первого обогатительного цеха на этапе дробления был внедрен трехступенчатый процесс замкнутого цикла с предварительным отбором после промежуточного дробления; на этапе измельчения и обогащения — технологическая схема, включающая ступенчатое измельчение, ступенчатую магнитную сепарацию, тонкое просеивание и повторное измельчение (см. рис. 2). При такой конфигурации на этапе грубого дробления ежегодно перерабатывается 12 млн тонн сырой руды; операция предварительного отбора после промежуточного дробления позволяет отбраковывать 1,15 млн тонн пустой породы в год; объем руды, подаваемой в мельницы, составляет 10,85 млн тонн в год; а годовой объем производства магнетитового концентрата достигает 4,12 млн тонн с содержанием в концентрате 68%.
   Вторая обогатительная фабрика была построена в 1975 году с расчетной годовой производительностью 3 миллиона тонн гематитовой руды; на ней использовались восемь линий измельчения и обогащения, основанных на комбинированном методе магнитно-гравитационной сепарации. С целью повышения качества гематитового концентрата в 1979 году технологический процесс был модифицирован и преобразован в комбинированный технологический поток, включающий двухступенчатое непрерывное измельчение, слабомагнитную сепарацию, мелкое просеивание, классификацию и гравитационную сепарацию. В связи с ограниченными возможностями технологий обогащения, доступных в то время, технико-экономические показатели Второго обогатительного цеха характеризовались низким содержанием в концентрате, высоким содержанием в хвостах, низкими коэффициентами извлечения и высокими эксплуатационными затратами. В результате в 1996 году была проведена техническая реконструкция технологической схемы Второго обогатительного цеха с переориентацией его деятельности с переработки гематита на переработку магнетита. В обновленной технологической схеме было внедрено многоступенчатое измельчение, одноступенчатое промежуточное отбраковки магнитных хвостов, мелкое просеивание, классификация, повторное измельчение и магнитное разделение. С целью дальнейшего увеличения производственной мощности, улучшения технико-экономических показателей и снижения затрат на Втором обогатительном цехе впоследствии был осуществлен ряд дополнительных технических модернизаций. Эти модернизации включали замену двухступенчатых спиральных классификаторов на гидроциклоны, замену трехступенчатых магнитных сепараторов на баки для обезвоживания, а также внедрение дисковых фильтров площадью 40 м² и процессов катионной обратной флотации. В конечном итоге был внедрен нынешний комбинированный процесс обогащения, включающий трехступенчатую дробку замкнутого цикла, ступенчатое измельчение и магнитно-флотационное разделение (см. рис. 3). В рамках данного процесса ежегодно перерабатывается 2,76 млн тонн руды прямо из карьера, что позволяет получать 970 000 тонн магнетитового концентрата с содержанием 69,24%.
   Третий обогатительный цех, построенный в 2004 году, был рассчитан на переработку 3 миллионов тонн гематита в год. Он оснащен тремя линиями измельчения и обогащения, использующими комбинированную технологическую схему, состоящую из дробления в замкнутом цикле, ступенчатого измельчения, грубо-тонкой классификации, гравитационного обогащения, высокоинтенсивного магнитного сепаратора и анионной обратной флотации (см. рис. 4). Данный комплекс перерабатывает 3,15 млн тонн руды прямо из карьера в год, производя 1 млн тонн гематитового концентрата с содержанием 67,51 TP3T.

2 Рудные месторождения
2.1 Тип депозита
Гуньчанлин Железный рудник классифицируется как “месторождение железа аншанского типа”.”
2.2 Генетический тип
Железный рудник Гунчанлин относится к категории осадочно-метаморфических рудных месторождений.
2.3 Характеристики руды
2.3.1 Минеральный состав руды
Конкретный минеральный состав руды приведён в таблице 1.
Таблица 1. Минеральный состав железной руды

2.3.2  Структура и текстура руды

Структура и текстура руды приведены в таблице 2.

Таблица 2. Структура и текстура железной руды

2.3.3  Размер частиц при интеркаляции минералов

Размер частиц минерального наполнителя приведен в таблице 3.

Таблица 3. Размер зерен при диспергировании железосодержащих минералов

2.3.4  Многокомпонентный анализ руды

Результаты многоэлементного анализа руды приведены в таблице 4.

Таблица 4  Результаты многокомпонентного химического анализа железной руды                             (%)

2.3.5  Анализ фазового состава железной руды

Результаты фазового анализа железной руды приведены в таблице 5.

Таблица 5  Анализ фазового состава железной руды                                 (%)

3 Горнодобывающая промышленность
3.1 Обзор методов добычи полезных ископаемых
3.1.1 Открытая добыча полезных ископаемых
Железный рудник открытого типа, эксплуатируемый горнодобывающей компанией «Гунчанлин», разделен на три добывающих участка: Думу, Хэцзя и Дапэнцзы. Виды добываемой руды включают бедный магнетит, бедный гематит и небольшое количество псевдоморфного гематита; категория продукции — руда II сорта. Годовая производственная мощность по добыче руды составляет 7,4 млн тонн. Среднее содержание добываемой магнетитовой руды составляет 27,81 TP3T, а гематитовой — 25,01 TP3T.

Процесс добычи осуществляется по прерывистому технологическому циклу, включающему следующие этапы: бурение и взрывные работы, погрузка, транспортировка и сброс отходов. В частности, на этапе бурения и взрывных работ используются роторные буровые установки YZ35 для пробуривания скважин диаметром 92–250 мм и глубиной 14–16 метров; зарядка производится либо с помощью мобильных автоцистерн для смешивания взрывчатых веществ, находящихся на месте, либо вручную, после чего проводится многорядный взрыв с задержкой, инициируемый неэлектрическими детонаторами. На этапе погрузки используются электрические экскаваторы объемом 4–10 м³ для погрузки руды или пустой породы в карьерные самосвалы. Транспортировка внутри карьера осуществляется с помощью карьерных самосвалов класса 42–100 тонн для доставки руды на назначенные рудоперевалочные площадки, а пустой породы — на отвалы. Транспортировка за пределы карьера осуществляется с помощью электрических экскаваторов, перегружающих руду в 60-тонные железнодорожные вагоны-самосвалы, которые затем буксируются 150-тонными или 200-тонными электровозами к обогатительной фабрике; небольшой объём пустой породы аналогичным образом перегружается в 60-тонные железнодорожные самосвалы и транспортируется на отвалы для выгрузки. На этапе выгрузки пустой породы для её удаления используется система из самосвалов и бульдозеров.
3.1.2 Подземная добыча полезных ископаемых
Подземный железорудный рудник, эксплуатируемый горнодобывающей компанией «Гунчанлин», разделен на три добывающих участка: Северо-западный добывающий участок, глубокий ствол Центрального участка и нижняя железоносная зона Центрального участка. Добываемый тип руды — магнетит, а категории продукции включают руду II сорта и обогащенную руду. Годовая производственная мощность по добыче руды составляет 1,55 млн тонн. Среднее содержание добываемой руды II сорта составляет 36,51 TP3T, а обогащенной руды — 55,01 TP3T. Способы разработки подразделяются на разработку с центральным вертикальным стволом, разработку с помощью штольни и глухого ствола, разработку с помощью штольни и наклонного ствола, а также разработку с помощью штольни и подъёма. В качестве метода добычи применяется метод подуровневого обваления без нижних опор.
3.2 Основное горнодобывающее оборудование
Основное оборудование для открытой добычи приведено в таблице 6, а основное оборудование для подземной добычи — в таблице 7.

Таблица 6. Основное оборудование для добычи полезных ископаемых открытым способом

Таблица 7. Основное оборудование для подземной добычи полезных ископаемых

4. Переработка полезных ископаемых
4.1 Обзор производства в области обогащения полезных ископаемых и технологических испытаний
4.1.1 Обзор обогатительной фабрики
Горно-обогатительная фабрика горнодобывающей компании «Гунчанлин», дочерней компании горнодобывающей компании «Анганг Групп», оснащена тремя технологическими линиями по обогащению руды. Основные производственные показатели по обогащению руды приведены в таблице 8. Схемы технологических процессов представлены на рисунках 2, 3 и 4.
Таблица 8: Основные производственные показатели в сфере обогащения полезных ископаемых

4.1.2 Обогащение полезных ископаемых Эксперименты и модификации технологического процесса
(1) Исследования по процессу обратной флотации магнитных концентратов. Обогатительная фабрика компании “Гонкуан” является одной из основных сырьевых баз, обеспечивающих компанию “Анстил” железной рудой. До 2001 года среднее содержание железа в производимом железорудном концентрате составляло 65,55%, а содержание SiO₂ — 8,31%. В соответствии с “Политикой компании Ansteel в отношении высококачественного сырья” и внутренними потребностями развития компании «Гонкуан» была поставлена стратегическая цель: «Повысить содержание железа и снизить содержание кремнезема». На основе сравнительного анализа результатов лабораторных испытаний анионной обратной флотации и катионной обратной флотации, примененных к магнитным концентратам, в качестве метода для достижения этой цели был выбран процесс катионной обратной флотации. В июле 2001 года был реализован проект технической модернизации, направленный на «повышение содержания железа и снижение содержания кремнезема». В результате этой модернизации содержание железа в магнетитовом концентрате превысило 69%, а содержание SiO₂ снизилось ниже 4%, что стало значительным скачком вперед в качестве продукции.
(2) Эксперименты по технологическому процессу обогащения низкосортного гематита. В 2003 году, с целью удовлетворения спроса на железосодержащее сырье, вызванного расширением производственных мощностей компании ”Ansteel”, компания “Гонкуан” возобновила переработку гематитовой руды. На основе сравнительного анализа результатов лабораторных испытаний двух технологических схем — «поэтапное измельчение с последующей сильной магнитной сепарацией, гравитационной сепарацией и анионной обратной флотацией» и «поэтапное измельчение с последующей гравитационной сепарацией, сильной магнитной сепарацией и анионной обратной флотацией» — была рекомендована вторая технологическая схема (поэтапное измельчение с последующей гравитационной сепарацией, сильной магнитной сепарацией и анионной обратной флотацией). Рекомендованные проектные параметры были следующими: содержание в сырой руде — 28,78%; содержание в гравитационном концентрате — 67,10%; содержание в флотационном концентрате — 67,30%; общее содержание в концентрате — 67,19%; общее содержание в хвостах — 10,13%. Строительство объекта началось в июне 2004 года, а промышленная эксплуатация — в мае 2005 года. На начальных этапах производства эксплуатационные показатели демонстрировали значительные колебания. После всестороннего изучения и анализа технологического процесса была запущена целенаправленная техническая инициатива для решения конкретных инженерных задач. В результате часовая производительность шаровой мельницы увеличилась со 118 т/ч до 130 т/ч; содержание в гравитационных концентратах достигло 67,20%, а в флотационных — 68,00%. Общее содержание в концентрате улучшилось с 66,39% до 67,50%, в то время как общее содержание в хвостах снизилось с 11,74% до 10,50%.
(3) Испытания технологического процесса предварительной обогащения крупнозернистой руды. Учитывая, что железорудное месторождение Гуньчанлинь относится к осадочно-метаморфическому типу, геологические условия залегания рудных тел являются сложными и весьма изменчивыми. Рудные тела в разных районах добычи различаются по количеству слоев (от 2 до 7) и имеют неравномерную толщину; кроме того, наличие прослоек горных пород внутри рудных тел — в сочетании с фрагментацией и смещениями, вызванными разломными структурами, — приводит к крайне сложным и изменчивым свойствам руды в разных участках месторождения. Геологические условия залегания данного рудного тела значительно отличаются от тех, которые характерны для других отечественных железорудных месторождений.
По мере того как горные работы продвигались на более глубокие уровни, рудные тела постепенно истончались, а объем породы в прослойках увеличивался, что привело к снижению содержания добываемой руды по сравнению с предыдущим годом. Несмотря на то что был реализован ряд управленческих мер по строгому контролю качества руды, неблагоприятные геологические условия в сочетании с механизированной добычей привели к тому, что коэффициент разбавления горной породой на открытом карьере составил 14%–18% (в результате чего содержание руды в добываемом сырье составляет всего 28%). На подземном руднике коэффициент разбавления породой колеблется от 27% до 36% (что дает содержание руды в добываемом сырье на уровне 33%); коэффициент разбавления руды достиг пикового значения 23% и из года в год продолжает демонстрировать тенденцию к росту. В отдельных случаях партии руды с уровнем разбавления горной породой, превышающим допустимые пределы, отбраковываются и утилизируются как пустая порода. Годовые показатели, касающиеся разбавления горной породой и обеднения руды, представлены в таблице 9.
Таблица 9: Сводные данные по годовым показателям разбавления горной породы и обеднения руды

Наличие большого объема примесных пород, которые требуют дробления, обогащения и утилизации хвостов, приводит к увеличению затрат на переработку полезных ископаемых. Кроме того, такие минералы, как хлорит, сланцы и слюдистые сланцы, имеют склонность к “измельчению” (образованию мелких шламов) в процессе измельчения и обогащения, что затрудняет усилия по повышению содержания железа в концентрате. С другой стороны, если руды с высокой долей посторонних пород просто выбрасывать, это приведет к увеличению коэффициента вскрыши, росту затрат и расточительному истощению минеральных ресурсов.
Для решения этой задачи компания «Гонкуан» заключила соглашение о техническом сотрудничестве с Горно-геологическим научно-исследовательским институтом Мааньшань, входящим в состав группы «Синостил», с целью проведения экспериментальных исследований по разработке процесса предварительной селекции крупнозернистых руд. После проведения обширных экспериментальных исследований и сравнительной оптимизации различных технических схем было принято решение интегрировать процесс предварительной селекции с помощью магнитного шкива в существующую дробильную схему. Данный процесс будет применяться к продуктам среднего дробления из первого обогатительного цеха и к продуктам грубого дробления из второго обогатительного цеха, что позволит осуществлять предварительную селекцию предыдущий на этап измельчения. Удаляя посторонние породы из подаваемой руды на более раннем этапе, ставилась цель повысить содержание руды, поступающей в мельницы, увеличить объем производства железного концентрата и сократить эксплуатационные расходы.
В январе 2001 года компания «Гонкуан» успешно внедрила процесс предварительного отбора крупнозернистой руды из продукции грубого дробления на втором обогатительном цехе; эта инициатива позволила повысить содержание железа в руде, поступающей в обогатительную схему, на 1,23 процентных пункта, что привело к увеличению годового объема производства железного концентрата на 47 200 тонн. В сентябре 2001 года тот же процесс предварительного отбора крупнозернистой руды был внедрен для продукции среднего дробления на первом обогатительном цехе, что позволило повысить содержание железа в подаваемой руде на 2,01 процентных пункта и обеспечить дополнительный годовой объем производства железного концентрата в размере 157 600 тонн. Успешное применение этой технологии предварительного отбора крупнозернистой руды принесло значительные экономические выгоды.
(4) Применение электромагнитных вибрационных грохотов MVS в процессе повторного измельчения: экспериментальное исследование по замене стационарных тонкоячеистых нейлоновых грохотов. В последние годы, в связи с постоянным расширением мощностей по переработке полезных ископаемых, крайней неоднородностью размеров частиц в подаваемой руде, а также внедрением методов обратной флотации для обогащения железа и удаления примесей, к качеству магнетитового концентрата предъявляются все более строгие требования. В результате неотъемлемые недостатки первоначальной технологии тонкого просеивания и повторного измельчения постепенно стали “узкими местами” — ограничивающими факторами, которые сдерживают дальнейшее увеличение производственных мощностей, ухудшают показатели качества концентрата и негативно сказываются на общей экономической эффективности предприятия.
① Низкая эффективность сепарации фиксированных тонкоячеистых нейлоновых сит. Поскольку коэффициент открытой площади тонких нейлоновых сит составляет менее 10% — а также ввиду того, что поверхность сита фиксирована и не вибрирует, а для сепарации используется исключительно поток материала, проходящий через щели сита, — их эффективность просеивания довольно низкая, а эффективность просеивания по массе составляет примерно 30%. Тем не менее, благодаря простоте установки и относительно длительному сроку службы они по-прежнему широко используются.
② Высокая нагрузка на циркуляцию повторного измельчения и низкая эффективность измельчения: по мере увеличения почасовой производительности системы значительно возрастает скорость подачи на третичные нейлоновые мелкоячеистые сита. Это приводит к высокой нагрузке на циркуляцию повторного измельчения и низкой эффективности измельчения, что вызывает колебания качества продукции. В результате становится сложно обеспечить стабильные условия подачи сырья на флотационный процесс, что ограничивает возможности по увеличению общей перерабатывающей способности системы.
③ Сильное избыточное измельчение продукта повторного измельчения: почти 71% содержащихся в нем ценных минералов не требуют дальнейшего измельчения; тем не менее, они попадают в контур повторного измельчения и циркулируют в нём, что приводит к сильному избыточному измельчению.
④ Низкая и сильно колеблющаяся концентрация мелкой фракции в процессе тонкого просеивания и повторного измельчения: при поступлении в флотационную схему это не только увеличивает расход реагентов и усложняет технологические процедуры, но и приводит к колебаниям ключевых производственных показателей.
⑤ Высокое потребление энергии и износ запасных частей: из-за низкой эффективности просеивания тонкоячеистых нейлоновых сит частицы, соответствующие требованиям, подвергаются ненужной рециркуляции, что приводит к увеличению энергопотребления и ускоренному износу запасных частей.
Сравнительные промышленные испытания показали, что электромагнитный вибрационный грохот MVS обладает явными преимуществами перед нейлоновыми мелкоячеистыми сетками с точки зрения эффективности просеивания и выхода мелкой фракции. Кроме того, он способствует увеличению почасовой производительности, играя ключевую роль в обеспечении бесперебойного производственного процесса и стабильных показателей производительности. После внедрения электромагнитных вибрационных грохотов MVS в цехах первичной и вторичной обогатительной подготовки эффективность просеивания выросла до более чем 40%. Это обеспечило стабильные условия подачи сырья на флотационный процесс, что, в свою очередь, стабилизировало производственные показатели по конечному железному концентрату. Прямым результатом повышения эффективности просеивания стало снижение циркулирующей нагрузки на повторное измельчение и увеличение почасовой производительности системы на 4,6 тонн в час.
(5) Исследование технологического процесса очистки магнетитового концентрата с помощью флотационных колонн. С целью дальнейшего повышения содержания железа в концентратах, снижения уровня примесей и обеспечения высококачественного сырья для черной металлургии — что позволит оптимизировать технические показатели как горно-обогатительной, так и чернометаллургической систем, а также максимально увеличить экономическую выгоду— горнодобывающая компания “Гунчанлинь” сотрудничала с такими научно-исследовательскими учреждениями, как Чаншанский научно-исследовательский институт горного дела и металлургии и Китайский университет горного дела и технологий. Опираясь на техническую модернизацию, осуществленную в 2001 году — в ходе которой были задействованы флотационные машины и процесс обратной флотации для «повышения содержания железа и снижения содержания кремнезема» — и интегрировав подпроект Исследования в области технологий и оборудования по обогащению полезных ископаемых для получения высококачественных железных концентратов (в рамках ключевого научно-технического проекта национального “Десятого пятилетнего плана” Исследование технологий комплексной разведки и эффективной разработки крупных месторождений редких металлов), компания провела обширные технологические и технические исследования, посвящённые процессу катионной обратной флотации в колоннах с целью “обогащения железа и снижения содержания кремнезема”.”

С января по апрель 2004 года были завершены предварительные лабораторные исследовательские испытания процесса с использованием флотационной колонны. С мая по август 2004 года на флотационном цехе обогатительной фабрики горнодобывающей компании «Гунчанлинь» были проведены промышленные испытания в пилотном масштабе с целью определения оптимальной технологической схемы и технических параметров. С сентября по декабрь 2004 года были успешно завершены проектирование, инженерно-строительные работы и предварительный ввод в эксплуатацию промышленной испытательной установки для нового процесса с использованием флотационных колонн. С января по декабрь 2005 года был реализован комплексный исследовательский проект по промышленным испытаниям нового процесса с использованием флотационных колонн, включавший условное тестирование, технические усовершенствования процесса и оценку эксплуатационных характеристик. Наконец, в январе 2006 года установка была официально передана обогатительной фабрике горнодобывающей компании «Гунчанлинь» для полномасштабного внедрения в производство.

Технологическая схема, выбранная для данного проекта, состоит из контура флотационных колонн (включающего одну ступень грубой флотации и две ступени доочистки), за которым следует этап магнитной сепарации и сгущения промежуточного продукта. На рисунке 5 представлена сравнительная схема, иллюстрирующая конфигурацию оборудования в традиционном процессе с использованием флотационных машин и в новом процессе с использованием флотационных колонн.

Показатели промышленных испытаний флотационной колонны: скорость подачи сырья — 70,61 т/ч; содержание полезного компонента в сырье — 63,59%; средний расход катионного реагента (додециламина) — 156,83 г/т; распределение частиц сырья по размерам с долей 89,30%, проходящей через сито с размером ячейки -0,074 мм. Содержание в флотационном концентрате составило 69,15%, а в флотационных хвостах — 22,37%.
23 октября 2006 года Департамент науки и технологий провинции Ляонин организовал экспертную комиссию для проведения технической экспертизы данного проекта. Результаты экспертизы следующие:
① Исследование технологии очистки магнетитового концентрата с помощью флотационной колонны — в частности, с использованием схемы разделения с “одной грубой и двух очистных” этапов в флотационной колонне в сочетании с процессом магнитной сепарации и обогащения промежуточного продукта для обработки исходного магнетитового концентрата — позволило успешно получить высококачественный железный концентрат с содержанием железа 69,15% и содержанием SiO₂ 2,65%. По сравнению с существующим производственным процессом применение технологии флотационных колонн позволило снизить удельную себестоимость флотационного концентрата на 8,52 юаня, сократить потребление электроэнергии на 34,5% и снизить расход реагентов на 29,2%, что открыло новый путь для “повышения содержания железа при одновременном снижении содержания кремнезема” на железорудных обогатительных фабриках нашей страны.
② Исследование технологии очистки магнетитового концентрата с помощью флотационной колонны было специально адаптировано к особенностям процессов обратной флотации, широко применяемых на отечественных обогатительных фабриках по переработке железной руды. Благодаря интеграции технологии флотационных колонн, технологии транспортировки пены при обратной флотации и технологий автоматического управления данная разработка обеспечивает техническую поддержку для модернизации технологических процессов на отечественных предприятиях, направленной на “повышение содержания железа при одновременном снижении содержания кремнезема”. Данный процесс характеризуется упрощенной технологической схемой, передовыми техническими показателями, простотой эксплуатации и управления, энергосбережением, снижением расхода ресурсов и экологичностью.
③ После внедрения технологии флотационных колонн на обогатительной фабрике горнодобывающей компании «Гунчанлинь», входящей в группу «Анстил», при сопоставимом содержании в концентрате данная технология продемонстрировала значительные улучшения по сравнению с существующим производственным процессом: выход концентрата увеличился на 1,27 процентных пункта, коэффициент извлечения металла вырос на 1,27 процентных пункта, а содержание в хвостах снизилось на 4 процентных пункта. ④ Результаты данного исследования восполняют технологический пробел в отечественной области обогащения железной руды в части применения процессов колонной флотации. Являясь первым подобным достижением в стране, оно создает прецедент для промышленного применения технологии обратной флотации в колоннах при обогащении железной руды в Китае, что соответствует передовым международным стандартам.
4.2 Семинар по первичной обогатительной обработке
4.2.1 Первичная обогатительная дробка и просеивание
Дробильная схема цеха первичной обогатительной подготовки была построена и введена в эксплуатацию в 1959 году с расчетной годовой производительностью 5,6 млн тонн. В процессе дробления используется трехступенчатая схема открытого цикла, как показано на рисунке 6. Грубое дробление осуществляется с помощью одной гидравлической гирационной дробилки KKπ1200 мм; грубоизмельчённый продукт транспортируется по ленточному конвейеру в буферный бункер для промежуточного дробления, откуда он подаётся в промежуточные дробилки для второй ступени измельчения. Для промежуточного дробления используются три конусных дробилки: две стандартные конусные дробилки PYB-92100 мм и одна дробилка H-8800. В режиме эксплуатации работает одна дробилка H-8800, а две дробилки PYB-92100 мм служат в качестве резервных. Продукт промежуточного дробления транспортируется к сухому сепаратору с магнитным шкивом размером φ1250 мм × 2400 мм для удаления примесей из руды. Обогащённая руда затем транспортируется с помощью челночного конвейера в буферный бункер тонкого дробления, а отделённая пустая порода — в специальный бункер отходов сухой сепарации для последующей отгрузки на грузовики и утилизации. Руда из буферного бункера тонкого дробления подается по конвейеру на 12 вибрационных грохотов типа YA; эти грохоты расположены парами, причем каждые два грохота подают материал на одну дробилку тонкого дробления. Переборный материал (перебор по грохоту) поступает в дробилки тонкого дробления. Мелкое дробление осуществляется с помощью шести конусных дробилок: трёх конусных дробилок с короткой головкой модели PYD-92200 мм и трёх конусных дробилок модели H-6800. В ходе нормальной эксплуатации дробилки H-6800 выполняют функции первичных дробилок: четыре из них работают, а две находятся в режиме готовности. Мелкоизмельчённый продукт и мелкофракционный материал (непрошедший по размеру) транспортируются по конвейеру в бункеры-накопители, расположенные в главном здании цеха первичной обогатительной подготовки; конечный продукт дробления имеет диапазон размеров частиц 20–0 мм. Данный технологический процесс использовался до апреля 2007 года. Основные технические параметры дробильно-сортировочного оборудования цеха первичной обогатительной подготовки приведены в таблице 10.
Таблица 10: Основные технические параметры дробильно-сортировочного оборудования в цехе первичного сортирования

Начиная с апреля 2007 года на цехе первичного обогащения была проведена масштабная техническая модернизация. В результате этой модернизации технологическая схема дробления и просеивания на цехе первичного обогащения была преобразована из трехступенчатой системы с открытым контуром в трехступенчатую систему с закрытым контуром. Проектная задача для дробленого продукта заключалась в достижении диапазона размеров частиц 12–0 мм с содержанием более 90%. Технологическая схема дробления и просеивания представлена на рисунке 7. Грубое дробление осуществляется с помощью одной конусной дробилки модели KB54-75. Грубоизмельчённый продукт транспортируется по ленточному конвейеру в буферный бункер, расположенный перед этапом промежуточного дробления, откуда он подаётся в промежуточные дробилки для второго этапа дробления. На этапе промежуточного дробления используются три конусных дробилки: одна стандартная конусная дробилка PYB-2100 мм и две дробилки H-8800. Продукт промежуточного дробления транспортируется к сухому сепаратору с магнитным шкивом размером 1250 мм × 2400 мм для предварительного отбора и удаления смешанной пустой породы из руды. Отделенная пустая порода транспортируется по конвейеру в специальный бункер для отходов сухого сортирования, откуда вывозится на грузовиках для утилизации; оставшаяся руда подается в бункер подачи на грохоты. Материал из бункера подачи на грохот транспортируется к трём установкам предварительного грохочения. Перебор (отсев с грохотов) с этих установок по конвейеру подаётся в бункер подачи на мелкое дробление, а затем поступает в мелкодробилки для третьей ступени дробления. Мелкое дробление осуществляется с помощью четырёх конусных дробилок модели H-6800. Мелкоизмельчённый продукт транспортируется в цилиндрический бункер подачи на грохот, а затем по конвейеру поступает на семь контрольных грохотов. Материал, превышающий установленный размер (отсев с грохотов), возвращается в мелкоизмельчители, что обеспечивает замкнутый цикл дробления; мелкофракционный материал (просев) — с размером частиц 12–0 мм — составляет конечный продукт дробления и транспортируется по конвейеру в бункеры для хранения руды, расположенные в главном здании цеха первичной сортировки.

Основные технические параметры дробильно-сортировочного оборудования цеха первичного сортирования после проведения масштабной технической модернизации приведены в таблице 11.

Таблица 11: Основные технические параметры оборудования для дробления и просеивания в цехе первичного сортирования после масштабной модернизации

Характеристики процесса дробления и просеивания после крупномасштабной модернизации цеха первичного сортирования:
① Используется трехступенчатый процесс дробления и просеивания в замкнутом цикле, в результате чего получается дробленая продукция с размером частиц 12–0 мм, причем доля фракции в этом диапазоне превышает 90%;
② Используется импортное дробильное оборудование, отличающееся высоким коэффициентом дробления и высокой эксплуатационной эффективностью;
③ Включает этап предварительного отбора после промежуточного дробления, что позволяет на раннем этапе отсеять пустую породу и тем самым повысить содержание руды, поступающей на последующий этап обогащения;
④ Обеспечивает автоматизированный мониторинг и управление в системе дробления и просеивания с целью повышения эффективности работы оборудования.

4.2.2 Первичное измельчение, классификация и обогащение
Первоначальный процесс измельчения и обогащения в цехе первичного обогащения осуществлялся в соответствии с технологической схемой, включавшей многоступенчатое измельчение, многоступенчатую магнитную сепарацию, мелкое просеивание и повторное измельчение, а также катионную обратную флотацию (см. рис. 1), и состоял в общей сложности из 15 линий измельчения и обогащения. Краткое описание процесса следующее: дробленый материал подается ленточным конвейером в первичную шаровую мельницу решетчатого типа (MQG 2700 мм × 3600 мм); эта шаровая мельница вместе с двухспиральным классификатором (2FG-20) образует первичный контур измельчения замкнутого цикла. Перелив с первичного этапа классификации перекачивается в первичный магнитный сепаратор (CTB-1024) для обогащения. Полученный концентрат подается на первичный и вторичный высокочастотные вибрационные грохоты (400 мм × 1560 мм); перебор от грохотов самотеком поступает в вторичную шаровую мельницу переливного типа (MQY2700 мм × 3600 мм). Выходной продукт из этой шаровой мельницы самотеком поступает в первичный переливной насосный отсек, откуда перекачивается обратно в первичный магнитный сепаратор, образуя тем самым вторичный контур измельчения замкнутого цикла. Мелкофракционный продукт с грохотов перекачивается в бачок для обезвоживания с постоянными магнитами (CS-25). Концентрат из бака обезвоживания самотеком поступает во вторичный магнитный сепаратор (CTB-1024). Концентрат из вторичного магнитного сепаратора перекачивается на первичный и вторичный электромагнитные вибрационные грохоты (MVS2420). Продукт, не прошедший по размеру, с этих грохотов перекачивается в обогащающий магнитный сепаратор (CTB-1030); концентрат из этой установки самотеком поступает в третичную шаровую мельницу переливного типа (MQY 2700 мм × 3600 мм). Выходной материал из этой шаровой мельницы перекачивается в третичный магнитный сепаратор (CTB-1024). Концентрат из третичного магнитного сепаратора подается на третичный электромагнитный вибрационный грохот (MVS2420), а крупнофракционный продукт с этого грохота возвращается в подачу третичной шаровой мельницы, образуя тем самым замкнутый контур третичного измельчения. Мелкофракные фракции с первичного, вторичного и третичного электромагнитных вибрационных грохотов составляют конечный концентрат магнитной сепарации, который затем перекачивается в флотационный сгуститель (φ24 м). После сбора хвосты с различных ступеней магнитной сепарации самотеком поступают в дисковый магнитный сепаратор (Ø1500 мм). Концентрат из дискового магнитного сепаратора перекачивается на подачу магнитного сепаратора первой ступени, а хвосты из дискового магнитного сепаратора поступают в сгуститель (Ø53 м); после сгущения они перекачиваются в хвостохранилище.
Процесс флотации состоит из двухступенчатой катионной обратной флотации — включающей одну ступень грубой флотации и одну ступень чистой флотации — а также контура повторного измельчения и магнитной сепарации пены из промежуточного продукта грубой флотации; система включает в себя в общей сложности две флотационные линии. После перемешивания в флотационном сгустителе концентрат магнитной сепарации перекачивается в загрузочный бункер флотационной камеры; туда добавляются флотационные реагенты, и смесь подается в перемешивающий резервуар для тщательного перемешивания. Затем полностью перемешанный магнитный концентрат подается в ячейки грубой флотации. Концентрат из ячеек грубой флотации поступает в ячейки чистой флотации, а пенистые хвосты из ячеек чистой флотации перекачиваются обратно в контур грубой флотации. Пенные отходы из ячеек грубой флотации перекачиваются в уплотнитель-магнитный сепаратор повторного измельчения (CTB-1030); концентрат из этого магнитного сепаратора подается в шаровую мельницу (Ø2100 мм × 4500 мм) для повторного измельчения. Затем переизмельчённый продукт перекачивается в резервуар для обезвоживания с постоянными магнитами (CS-30); концентрат из резервуара для обезвоживания проходит четвёртую ступень магнитной очистки, и полученный магнитный концентрат перекачивается обратно в флотационный контур грубой флотации. Конечный концентрат из очистительных флотационных ячеек перекачивается в фильтрационный цех для обезвоживания, после чего становится конечным продуктом.
Хвосты из двухступенчатой схемы «утолщитель-магнитный сепаратор» повторного измельчения, бака для обезвоживания с постоянными магнитами и магнитного очистителя четвертой ступени собираются и самотеком поступают в дисковую магнитную обогатительную установку (Ø1500 мм). Концентрат из дискового магнитоотделителя перекачивается обратно в контур утолщителя-магнитоотделителя повторного измельчения. Хвосты из дискового магнитоотделителя поступают в утолщитель (Ø 53 м); после утолщения эти хвосты перекачиваются в хвостохранилище. Основные параметры оборудования для измельчения, классификации и обогащения в цехе первичного обогащения приведены в таблице 12. Основные технические показатели измельчения и классификации за период с 2001 по 2006 гг. приведены в таблице 13.

Таблица 12. Основные параметры Обогащение полезных ископаемых, Оборудование для измельчения, классификации и сепарации

Таблица 13. Основные технические показатели мельницы № 1 за 2001–2006 годы

Процесс измельчения и обогащения, применяемый в цехе первичного обогащения, осуществляется в соответствии с технологической схемой, включающей поэтапное измельчение, поэтапную магнитную сепарацию, мелкое просеивание и повторное измельчение (см. рисунок 2); процесс катионной обратной флотации был исключен, и в целом предприятие состоит из пяти линий измельчения и обогащения.
Обзор технологического процесса: Измельчённый материал с диапазоном размеров частиц 12–0 мм подаётся в бункеры для измельчения, расположенные в главном корпусе завода. Оттуда он транспортируется с помощью сборных и подающих ленточных конвейеров в первичную шаровую мельницу (Ø45030 мм × 6700 мм). Выходной материал из шаровой мельницы перекачивается в первичную группу гидроциклонов (Ø 660 мм × 6 единиц). Нижняя фракция (песок) из гидроциклонов самотеком возвращается в первичную шаровую мельницу, образуя первичный замкнутый контур измельчения. Надток из гидроциклонов перекачивается в первичные магнитные сепараторы (модель BX-1232). Концентрат из первичных магнитных сепараторов перекачивается в группу вторичных гидроциклонов (Ø 660 мм × 6 единиц). Нижняя фракция из вторичных гидроциклонов подается во вторичную шаровую мельницу (Ø4000 мм × 7500 мм); разгрузка из этой шаровой мельницы возвращается в поток подачи вторичной группы гидроциклонов, образуя вторичный замкнутый контур измельчения. Надток из вторичных гидроциклонов перекачивается в первичный обезвоживающий резервуар с постоянными магнитами (модель CS-30). Концентрат из первичного обезвоживающего резервуара самотеком поступает во вторичные магнитные сепараторы (модель BX-1024). Концентрат из вторичных магнитных сепараторов перекачивается на первичный электромагнитный вибрационный грохот (модель MVS2420). Перебор из грохота подается в третичный гидроциклонный блок (Ø500 мм × 8 единиц). Подтекающий поток из третичных гидроциклонов подается в третичную шаровую мельницу (Ø2700 мм × 3600 мм); разгрузка из этой шаровой мельницы возвращается в поток подачи кластера третичных гидроциклонов, образуя замкнутый контур третичного измельчения. Надфракция из третичных гидроциклонов перекачивается в резервуар вторичного обезвоживания с постоянными магнитами (CS-30). Концентрат из резервуара вторичного обезвоживания самотеком поступает в третичный магнитный сепаратор (BX-1024). Концентрат из третичного магнитного сепаратора перекачивается на вторичный электромагнитный вибрационный грохот (MVS2420); перебор из этого грохота возвращается в подачу третичного циклонного блока. Мелкофракционный продукт со вторичного электромагнитного вибрационного грохота объединяется с мелкофракционным продуктом с первичного электромагнитного вибрационного грохота и перекачивается в третичный резервуар для обезвоживания с постоянными магнитами (CS-30). Концентрат из третичного бака самотеком поступает в четвертичный магнитный сепаратор (BX-1024), а концентрат из четвертичного магнитного сепаратора перекачивается в фильтрационную цех для обезвоживания.
После консолидации хвосты со всех стадий самотеком поступают в дисковый магнитный сепаратор (ø1500 мм). Концентрат из дискового магнитного сепаратора перекачивается в контур повторного отбора для отдельной переработки, а хвосты из дискового магнитного сепаратора поступают в сгуститель (φ53 м); после сгущения они перекачиваются в хвостохранилище.
В таблице 14 приведены основные параметры оборудования для измельчения, классификации и обогащения в цехе первичного обогащения после его реконструкции. В таблице 15 приведены основные технические проектные параметры.

Таблица 14: Основные параметры оборудования для измельчения, классификации и обогащения в цехе первичного обогащения (после реконструкции)

Таблица 15. Отдельные технические параметры конструкции

Характеристики технологического процесса системы дробления и обогащения после крупномасштабной технической модернизации цеха первичного обогащения:
(1) Первичная и вторичная шаровые мельницы были увеличены в размерах; в первичной шаровой мельнице используется переливная конструкция вместо решетчатой, что позволяет добиться более мелкого размера частиц при измельчении.
(2) На первичном и вторичном этапах классификации вместо спиральных классификаторов и стационарных нейлоновых мелкоячеистых сит используются группы гидроциклонов динамического давления, что обеспечивает высокую эффективность классификации и мелкий размер частиц в продуктах перелива классификатора.
(3) Процесс измельчения состоит из трёх этапов, при этом первичная, вторичная и третичная шаровые мельницы расположены в концентрированной конфигурации с соотношением 1:1:2; соответствующее соотношение объемов составляет 3:2:0,86. Такая конфигурация является рациональной и облегчает эксплуатацию и управление.
(4) На обогатительной установке предусмотрено большое количество стадий, что способствует повышению содержания полезного компонента в концентрате.
(5) Первичные магнитные сепараторы отличаются большим диаметром барабана и большим углом обхвата, тогда как во всех остальных магнитных сепараторах используется серия BX; эти агрегаты обладают большим углом обхвата магнитной системы, что обеспечивает превосходную эффективность обогащения.
(6) В процессах повторного измельчения и сортировки используются электромагнитные вибрационные грохоты MVS, обеспечивающие высокую эффективность сортировки.
(7) Процесс катионной обратной флотации был исключен, что позволило снизить производственные затраты.
(8) Перед этапом фильтрации концентрата установлены две емкости для перемешивания концентрата размером Ø1,6 м × 1,6 м, что способствует стабилизации качества получаемого концентрата.
(9) Фильтрация концентрата осуществляется с помощью комбинированной системы, в которой используются как керамические дисковые фильтры, так и обычные дисковые фильтры, что позволяет поддерживать содержание влаги на уровне не более 8,51 TP3T.
(10) Первоначальный сгуститель диаметром 53 м прошел высокоэффективную техническую модернизацию, а также был установлен дополнительный высокоэффективный сгуститель диаметром 53 м — вместе с системой водоочистки — для обработки увеличившегося объема хвостов и обеспечения того, чтобы содержание примесей в циркулирующей воде оставалось на уровне ≤100 мг/л.
(11) Была установлена специальная система извлечения и переработки хвостов для отдельной переработки железных минералов, извлеченных из потока хвостов.
(12) Технологический процесс производства предусматривает взаимосвязанные системы управления запуском и остановкой как основного, так и вспомогательного оборудования; ключевые технологические параметры подвергаются автоматическому онлайн-мониторингу, регулированию, регистрации и контролю с помощью сигналов тревоги, что обеспечивает централизованное управление и контроль всего производственного процесса.

4.2.3 Первичная селекция: фильтрация и обезвоживание
После перекачки в перемешивающий резервуар размером ø16 м × 16 м для гомогенизации магнитный концентрат перекачивается в распределительную коробку фильтра и подается либо в керамический дисковый фильтр (60 м²), либо в дисковый вакуумный фильтр (72 м²). Фильтрационный осадок, выгружаемый из фильтрационной установки, представляет собой конечный железный концентрат с содержанием влаги ≤ 8,51 TP3T. Фильтрационный осадок транспортируется по конвейерной ленте, расположенной под фильтром, в бункер для хранения концентрата с целью складирования.
4.3 Семинар по вторичному отбору
4.3.1 Вторичная сортировка: дробление и просеивание
Дробильная схема в цехе вторичной сортировки была построена и введена в эксплуатацию в 1975 году с расчетной годовой производительностью 3 миллиона тонн. Процесс дробления осуществляется по трехступенчатой схеме замкнутого цикла; технологическая схема представлена на рисунке 8. Грубое дробление осуществляется с помощью одной гидравлической гирационной дробилки KKπ1200. Промежуточный дробление осуществляется с помощью двух стандартных конусных дробилок Ø2200 мм, работающих по схеме “одна в работе, одна в резерве”. Для тонкого дробления используются четыре конусные дробилки с короткой головкой φ2200 мм, работающие по схеме “две в работе, две в резерве”. Перед подачей на этап промежуточного дробления руда проходит предварительную сортировку с помощью магнитного шкива. Перед поступлением на этап тонкого дробления руда подвергается предварительному просеиванию, а после тонкого дробления проводится контрольное просеивание.
Продукт, полученный на этапе грубого дробления, транспортируется ленточным конвейером к сухому сепаратору с магнитным барабаном размером ø1250 мм × 1600 мм для удаления примесей пустой породы из руды. Отделенная пустая порода транспортируется конвейером в бункер сухой сортировки отходов, откуда вывозится грузовиками для утилизации. Отсортированная руда транспортируется в бункер-накопитель промежуточного дробления, а затем по ленточному конвейеру подается в промежуточные дробилки для второй ступени дробления. Продукт промежуточного дробления транспортируется в бункер-накопитель просеивания, а затем подается на четыре вибрационных грохота типа YA. Крупнофракционный материал (отсев с грохотов) подается в мелкодробилки для третьей ступени дробления. Продукт тонкого дробления транспортируется ленточным конвейером в буферный бункер для просеивания, где проходит контрольное просеивание с использованием пяти вибрационных грохотов типа YA; перебор из этого этапа возвращается в контур тонкого дробления, что обеспечивает замкнутый цикл дробления. Продукт, не достигший требуемого размера, полученный в процессе просеивания — с размером частиц от 12 до 0 мм — представляет собой конечный продукт дробления; он транспортируется ленточным конвейером в бункер для хранения руды, расположенный в главном здании цеха вторичной обогатительной фабрики.
Основные технические параметры оборудования для дробления и просеивания, установленного в цехе вторичной обогатительной подготовки, приведены в таблице 16.

Таблица 16. Основные технические характеристики дробильно-сортировочного оборудования цеха вторичной сортировки

4.3.2 Вторичное измельчение, классификация и обогащение
Процесс измельчения и обогащения на вторичной обогатительной фабрике осуществляется в соответствии с технологической схемой, включающей многоступенчатое измельчение, многоступенчатую магнитную сепарацию, мелкое просеивание и повторное измельчение, а также катионную обратную флотацию (см. рисунок 3); фабрика состоит в общей сложности из шести линий измельчения и обогащения. Обзор технологического процесса: Дробленая руда подается ленточным конвейером в первичную шаровую мельницу решетчатого типа (MQG 2700 мм × 3600 мм). Данная шаровая мельница работает в режиме первичного измельчения по замкнутому циклу в сочетании с двухспиральным классификатором (2FG-20). Перелив с первичного этапа классификации самотеком поступает в первичный магнитный сепаратор (BX-1024) для обогащения. Полученный концентрат затем перекачивается в резервуар с постоянным напором и подается в гидроциклон для классификации. Остаток из гидроциклона самотеком поступает во вторичную шаровую мельницу переливного типа (MQY2700 мм × 3600 мм); выходной поток из этой шаровой мельницы самотеком возвращается к подаче первичного магнитного сепаратора, тем самым образуя вторичный контур измельчения в замкнутом цикле. Перелив из гидроциклона самотеком поступает во вторичный магнитный сепаратор (BX-1024). Концентрат из вторичного магнитного сепаратора самотеком поступает в резервуар для обезвоживания с постоянными магнитами (CS-25). Концентрат из бака для обезвоживания перекачивается на электромагнитный вибрационный грохот (MVS2420). Перебор из грохота перекачивается на обогащающий магнитный сепаратор (BX-1030). Концентрат из концентрирующего магнитного сепаратора самотеком поступает в третичную шаровую мельницу переливного типа (MQY2700 мм × 3600 мм); разгрузка из этой шаровой мельницы перекачивается обратно на подачу электромагнитного вибрационного грохота, тем самым создавая замкнутый контур третичного измельчения. Мелкофракционный продукт с электромагнитного вибрационного грохота самотеком поступает в третичный магнитный сепаратор (BX-1024). Концентрат из третичного магнитного сепаратора представляет собой конечный магнитный концентрат, который затем перекачивается в флотационный сгуститель (ø24 м). После сбора хвосты с различных стадий магнитной сепарации самотеком поступают в дисковый магнитный сепаратор (ø1000 мм). Концентрат из дискового магнитного сепаратора перекачивается на вход магнитного сепаратора первой ступени, а хвосты из дискового магнитного сепаратора поступают в сгуститель (ø50 м); после сгущения они перекачиваются в хвостохранилище.
Процесс флотации состоит из двухступенчатой катионной обратной флотации — включающей одну ступень грубой флотации и одну ступень чистой флотации — а также контура повторного измельчения и магнитной сепарации пены из промежуточного продукта грубой флотации; система включает в себя в общей сложности две флотационные линии. После перемешивания в флотационном сгустителе концентрат магнитной сепарации перекачивается в загрузочный бункер флотационной ячейки; туда добавляются флотационные реагенты, и шлам подается в перемешивающий резервуар для тщательного перемешивания. Затем полностью перемешанный магнитный концентрат подается в ячейки грубой флотации. Концентрат из ячеек грубой флотации поступает в ячейки чистой флотации, тогда как пенистые хвосты из ячеек чистой флотации перекачиваются обратно в контур грубой флотации. Пенистые хвосты из ячеек грубой флотации перекачиваются в утоньшитель-магнитный сепаратор для повторного измельчения (CTB-1030). Концентрат из этого сгустителя-магнитного сепаратора подается в шаровую мельницу (ø2100 мм × 4500 мм) для повторного измельчения. Повторно измельчённый продукт перекачивается в бачок для обезвоживания с постоянными магнитами (CS-30); концентрат из бака для обезвоживания подается на магнитный сепаратор второй ступени для очистки, а концентрат из этого магнитного сепаратора перекачивается обратно в контур грубой флотации. Конечный концентрат из ячеек очистной флотации перекачивается в фильтрационный цех для обезвоживания, где он становится конечным продуктом.
Хвосты из концентрирующего уплотнителя-магнитного сепаратора второй ступени повторного измельчения, бака для обезвоживания с постоянными магнитами и очистительного магнитного сепаратора второй ступени собираются и самотеком поступают в дисковую магнитную сепарационную установку (ø1500 мм). Концентрат из дискового магнитоотделителя перекачивается обратно в контур утолщителя-магнитоотделителя повторного измельчения. Хвосты из дискового магнитоотделителя поступают в утолщитель (ø50 м); после утолщения эти хвосты перекачиваются в хвостохранилище. Основные технические характеристики оборудования для измельчения, классификации и обогащения в цехе вторичного обогащения приведены в таблице 17. Основные технические показатели измельчения и классификации за период с 2001 по 2006 гг. приведены в таблице 18.
4.3.3 Вторичная обогатительная обработка: фильтрация и обезвоживание
После перекачки в сгуститель (ø30 м) и сгущения в нём флотационный концентрат подаётся в дисковый вакуумный фильтр (40 м²). Фильтрационный осадок, выгружаемый из фильтра, представляет собой конечный железосодержащий концентрат с содержанием влаги ≤9,5%. Фильтрационный осадок транспортируется с помощью разгрузочного ленточного конвейера, расположенного под фильтром, на отвал концентрата для хранения.
Технические параметры дискового вакуумного фильтра приведены в таблице 19.

Таблица 17. Основные технические характеристики оборудования для вторичного измельчения, классификации и сепарации

Таблица 18. Основные технические показатели мельницы вторичного измельчения в период с 2001 по 2006 год

Таблица 19. Технические параметры дискового вакуумного фильтра

4.4 Семинар по третичной обогатительной обработке
4.4.1 Третьестепенное дробление и сортировка
Дробильная схема для цеха третичной обогатительной обработки была завершена и введена в эксплуатацию в июне 2004 года; её расчётная годовая производительность составляет 3 миллиона тонн гематита. Процесс дробления осуществляется по трёхступенчатой схеме замкнутого цикла; технологическая схема приведена на рисунке 9.
Цеха третичной и вторичной обогатительной обработки используют одну и ту же первичную дробилку, работающую в поочередном режиме для дробления руды. Первичная дробка осуществляется одной гидравлической гирационной дробилкой KKπ1200; вторичная дробка — одной конусной дробилкой H-8800; а третичная дробка — двумя конусными дробилками H-8800. Перед подачей в дробилки третичной дробления руда проходит предварительное просеивание, а после прохождения через дробилки третичной дробления — контрольное просеивание.
Продукт, полученный на первичной дробилке, транспортируется по конвейерной ленте в бункер-накопитель вторичной дробилки, откуда он подается — снова по конвейеру — во вторичную дробилку (H-8800) для второй стадии дробления. Продукт, выходящий из вторичной дробилки, транспортируется к загрузочному желобу установки предварительного просеивания, расположенной на просеивательной станции, а затем подается по конвейеру на четыре вибрационных грохота (LF2460D). Продукт, не прошедший по размеру через эти грохоты, подается в третичные дробилки (H-8800) для третьей ступени дробления. Продукт из третичных дробилок затем транспортируется к четырем вибрационным грохотам (LF2460D) на станции просеивания для контрольного просеивания; переборный материал с этого этапа возвращается в третичные дробилки для повторной подачи, тем самым образуя замкнутый цикл дробления. Мелкофракционный продукт как этапа предварительного, так и этапа контрольного просеивания — с размером частиц от 12 мм до 0 мм — составляет конечный продукт дробления, который затем транспортируется в бункеры-накопители, расположенные в главном здании цеха третичной обогатительной подготовки.

Таблица 20. Основные технические характеристики дробильно-сортировочного оборудования третьего сортировочного цеха

4.4.2 Третьестепенное измельчение, классификация и обогащение
Технологический процесс на цехе третичной обогатительной переработки осуществляется по схеме, включающей поэтапное измельчение, гравитационную сепарацию, высокоинтенсивную магнитную сепарацию и анионную обратную флотацию (см. рис. 4), и состоит в общей сложности из трёх контуров измельчения и обогащения. Обзор технологического процесса: Дробленая руда подается ленточным конвейером в первичную шаровую мельницу переливного типа (ø3600 мм × 6000 мм). Эта шаровая мельница вместе с первичным гидроциклонным агрегатом (FX500-GHT) образует систему первичного измельчения замкнутого цикла. Перелив из гидроциклонов подается в гидроциклон грубо-тонкой классификации (FX500-GXT) для классификации. Нижняя фракция (песок) из гидроциклона грубо-тонкой классификации перекачивается в спиральные желоба грубой сепарации для обогащения. Концентрат со спиральных желобов грубого отделения перекачивается на спиральные желоба тонкого отделения (ø1200 мм) для дальнейшей обогатительной обработки; промежуточный продукт со спиральных желобов тонкого отделения возвращается в поток подачи спиралей тонкого отделения для повторной переработки. Концентрат из спиральных желобов тонкофракционного отделения перекачивается на электромагнитный вибрационный грохот. Хвосты из желобов спиральных сепараторов грубой сепарации подаются на обесглинивающий грохот (SL-1420 мм × 1500 мм); недоразмерный продукт с обесглинивающего грохота подается на магнитный сепаратор слабой интенсивности (BX-1030) для обогащения, а хвосты из магнитного сепаратора слабой интенсивности подаются на вертикально-кольцевой магнитный сепаратор средней интенсивности с высоким градиентом (SLon-2000) для обогащения. Продукт, превышающий размеры, с электромагнитного вибрационного грохота, хвосты из спиральных желобов тонкого отделения, концентрат из магнитного сепаратора слабой интенсивности и концентрат из магнитного сепаратора средней интенсивности с высоким градиентом объединяются и подаются в группу вторичных гидроциклонов (FX500-GHT) для классификации. Нижняя фракция из вторичных гидроциклонов подается во вторичную шаровую мельницу переливного типа (ø3600 мм × 6000 мм); выход из вторичной шаровой мельницы объединяется с переливом из вторичных гидроциклонов и возвращается в поток подачи гидроциклона грубо-тонкой классификации, тем самым создавая систему вторичного измельчения и обогащения в замкнутом цикле. Продукт перелива из циклонов грубо-тонкой классификации подается в сгуститель (φ50 м) для сгущения. Подлив из этого сгустителя подается в слабомагнитный сепаратор (BX-1030). Хвосты из слабомагнитного сепаратора подаются на слайминг-грохот (SL-1420×1500); мелкофракционный продукт слайминг-грохота затем подается на высокоградиентный вертикальнокольцевой сильный магнитный сепаратор (SLon-2000). Концентрат из сильного магнитного сепаратора объединяется с концентратом из слабого магнитного сепаратора и подается в сгуститель (φ24 м) для сгущения. Подтекающий продукт из этого сгустителя подается в ячейки грубой флотации; концентрат из ячеек грубой флотации поступает в ячейки чистой флотации, тогда как пенистые хвосты из ячеек чистой флотации самоотсасываются обратно в ячейки грубой флотации. Концентрат из ячеек чистой флотации представляет собой конечный концентрат. Хвосты из ячеек грубой флотации подаются в ячейки доочистки первой ступени; концентрат из ячеек доочистки первой ступени возвращается в ячейки грубой флотации, а хвосты из ячеек доочистки первой ступени подаются в ячейки доочистки второй ступени. Концентрат из отсеков доочистки второй ступени возвращается в отсеки доочистки первой ступени, а хвосты из отсеков доочистки второй ступени подаются в отсеки доочистки третьей ступени; концентрат из отсеков доочистки третьей ступени возвращается в отсеки доочистки второй ступени. После прохождения флотационной схемы, состоящей из одной стадии грубой флотации, одной стадии очистки и трех стадий доочистки, концентрат из ячеек доочистки первой стадии и хвосты из ячеек очистки возвращаются в подачу ячеек грубой флотации. Концентрат из очистных флотационных ячеек объединяется с продуктом недоразмера, полученным на электромагнитном вибрационном грохоте, с образованием конечного концентрата для данного участка.
Хвосты из магнитного сепаратора с вертикальным кольцом и средним градиентом, хвосты из магнитного сепаратора с вертикальным кольцом и сильным градиентом, а также хвосты из флотационных ячеек третьей ступени очистки объединяются в конечные хвосты, которые затем перекачиваются в сгуститель хвостов (φ29 м). После сгущения продукт хвостоотделения перекачивается в хвостохранилище.
Параметры основного оборудования, используемого на операциях измельчения, классификации и обогащения в третьем обогатительном цехе, приведены в таблице 21. Основные технические показатели представлены в таблице 22.

Таблица 21. Основные параметры оборудования для трёхступенчатого измельчения, классификации и сепарации

Таблица 22. Основные технические показатели трёхступенчатого измельчения и сортировки

4.4.3  Трехступенчатая фильтрация с обезвоживанием

Концентрат третьей ступени перекачивается в сгуститель (ø30 м) для обогащения. Нижняя фракция из сгустителя подается в дисковый вакуумный фильтр (72 м²). Выход из фильтра… Фильтрационный осадок является конечным продуктом — железорудным концентратом с содержанием влаги ≤9,5%. Фильтрационный осадок транспортируется в силос для хранения концентрата с помощью разгрузочного ленточного конвейера, расположенного под фильтром.

Технические параметры дискового вакуумного фильтра приведены в таблице 23.

Таблица 23. Технические параметры дискового вакуумного фильтра

4.5 Транспортировка концентрата и хвостов
4.5.1 Транспортировка концентрата
Весь железный концентрат, производимый обогатительной фабрикой, служит сырьем для производства окатышей. Часть концентрата транспортируется по конвейерным лентам на окатышевый завод № 1, а остальная часть — по железной дороге на окатышевый завод № 2.
4.5.2 Транспортировка хвостов
Хвосты, образующиеся на обогатительной фабрике, централизованно транспортируются по системе трубопроводов к хвостохранилищу, расположенному примерно в 3 км от фабрики. Площадь водосбора хранилища составляет 12 км², высота гребня плотины — 146 м, а объем хранения хвостов — 150 млн м³. Горный хребет, проходящий по территории хранилища, разделяет его на две части: Переднюю долину и Заднюю долину. Когда в 1959 году был завершен строительство и введен в эксплуатацию обогатительный цех № 1, хвосты сбрасывались в водохранилище Передней долины; главная плотина Передней долины имеет длину 215 м, высоту гребня 76 м и выполнена в виде непроницаемой плотины. После завершения строительства и ввода в эксплуатацию обогатительной фабрики № 2 в 1975 году хвосты стали складываться в водохранилище Задней долины; высота гребня плотины Задней долины составляет 84 м, она построена как водопроницаемая плотина. По мере увеличения объема складируемых хвостов ежегодно проводились работы по повышению плотины с использованием метода строительства «вверх по течению». Коэффициент уклона внутреннего склона плотины составляет 1:2,5, а внешнего — 1:5. В настоящее время высота гребня плотины превышает 122 м; уровень воды поднялся выше внутреннего горного хребта, в результате чего долины Фронт-Вэлли и Риар-Вэлли слились в единый крупномасштабный хвостохранилище.
Система трубопроводов для транспортировки хвостов обогатительной фабрики состоит из трёх линий: двух линий диаметром φ700 мм и одной линии диаметром φ500 мм. Первоначально транспортировка хвостов осуществлялась с помощью двухступенчатой насосной системы, состоящей из насосной станции, расположенной на территории самого комбината, и вторичной насосной станции, расположенной ниже хвостохранилища. В целях удовлетворения потребностей, связанных с расширением производственных мощностей, в настоящее время ведется строительство новой главной насосной станции для транспортировки хвостов. Основное оборудование вновь построенной главной насосной станции состоит из четырёх комплектов насосов, сгруппированных в последовательные пары (два комплекта работают, а два находятся в режиме ожидания), приводимых в действие двигателями с регулируемой частотой вращения. Данная система обеспечит прямую транспортировку отходов до места хранения, что позволит отказаться от использования первоначальной вторичной насосной станции, расположенной ниже дамбы хвостохранилища. 4.6 Основные технико-экономические показатели производства по переработке полезных ископаемых за последние годы
Основные технико-экономические показатели производства в горно-обогатительной промышленности за последние годы приведены в таблице 24.
4.7 Характеристики технологического процесса Обогатительная фабрика
Месторождения железной руды, разрабатываемые компанией «Гонкуан», относятся к осадочно-метаморфическому генетическому типу. Основными типами руды являются магнетитовый кварцит и гематитовый кварцит; рудные тела характеризуются небольшой толщиной, многочисленными прослойками и хорошо развитыми структурными особенностями. Окружающие рудные тела породы, а также породы прослоек состоят в основном из хлоритовых сланцев, слюдистых сланцев, амфиболитов и аналогичных литологических формаций, что обусловливает относительно неблагоприятные условия для залегания рудных тел. По мере продвижения горных работ на более глубокие уровни свойства руды претерпели изменения. Размер зерен минерального рассеяния постепенно уменьшился, доля трудноперерабатываемой руды увеличилась, а кристалличность минералов стала крайне неоднородной. Что касается желесодержащих минералов, наиболее распространен фракционный размер в диапазоне от 0,147 мм до 0,043 мм; размер более крупных зерен может достигать 0,711 мм, в то время как размер более мелких зерен составляет менее 0,005 мм. В частности, частицы размером менее 0,015 мм составляют 4,76% от общего количества, причем часть из них присутствует в виде включений; средний размер зерен желесодержащих минералов составляет 0,05 мм.
Чтобы адаптироваться к этим изменениям в свойствах руды, горно-обогатительная фабрика компании «Гонкуан» в последние годы провела масштабную техническую модернизацию своих производственных процессов. После нескольких циклов оптимизации технологических процессов на комбинате были созданы две производственные линии, предназначенные для переработки магнетитовой руды, и одна линия — для переработки гематитовой руды, что позволило эффективно справляться с текущими характеристиками добываемой руды.
Характеристики существующей технологической схемы переработки магнетитовой руды следующие:
(1) Сухая магнитная сепарация крупных кусков руды с использованием магнитных шкивов;
(2) Поэтапное измельчение с последующей поэтапной классификацией и магнитной сепарацией;
(3) Тонкое просеивание с последующим повторным измельчением;
(4) Катионная обратная флотация для повышения содержания полезного компонента в магнитном концентрате.
Особенности существующей технологической схемы переработки гематитовой руды заключаются в следующем:
(1) Поэтапное измельчение с последующей грубой и тонкой классификацией и сортировкой;
(2) Гравитационное отделение крупнозернистых фракций с помощью спиральных желобов;
(3) Анионная обратная флотация мелкозернистых фракций;
(4) Использование вертикально-кольцевых магнитных сепараторов с высоким градиентом для снижения содержания полезных компонентов в хвостах. В дальнейшем компания «Гункуан» ускорит реализацию своих инициатив по развитию, стремясь к 2007 году достичь объемов производства в 5 млн тонн окомков, 5,5 млн тонн железного концентрата и 14,3 млн тонн железной руды, тем самым превратив компанию в базу высококачественного сырья, способную удовлетворить потребности «Ангана» в производстве 20 млн тонн стали.

Таблица 24. Основные технико-экономические показатели горно-обогатительной промышленности, 2001–2006 гг.