С. Г. ЕВСИОВИЧ, С. И. ЖУРАВЛЕВ
ОБОГАЩЕНИЕ
МАГНЕТИТОВЫХ РУД
ИЗДАТЕЛЬСТВО «НЕДРА»
МОСКВА 1972
УДК 622.7 : 622.341.1
Обогащение магнетитовых руд. ЕВСИОВИЧ С. Г., ЖУРАВ-
ЛЕВ С. И. М., изд-во «Недра», 1972. стр. 392.
Приведены месторождения магнетитовых руд Советского
Союза; их вещественный состав и исследования на обогатимость.
Описано современное состояние технологии обогащения маг-
нетитовых руд на действующих и проектируемых отечественных
и зарубежных фабриках, приведены результаты промышленных
испытаний обогащения магнетитовых руд с применением бесша-
рового измельчения.
Показаны основные направления и перспективы развития
технологии обогащения магнетитовых руд и принципы техноло-
гической классификации.
Таблиц 90, иллюстраций 101, список литературы — 101 назва-
ние.
3-7—4
266-71
ВВЕДЕНИЕ
В настоящее время все более вовлекаются в переработку бедные
магнетитовые руды. Для их обогащения расширяются действу-
ющие и проектируются новые обогатительные фабрики.
Железные концентраты, получаемые из бедных магнетитовых
руд, являются -высококачественным железорудным сырьем для
черной металлургии.
В процессе эксплуатации магнитообогатительных фабрик полу-
чен значительный и ценный опыт, который может быть использован
для дальнейшего улучшения работы действующих фабрик, проекти-
рования и строительства новых.
Накоплен обширный материал по исследованию вещественного
состава и обогатимости магнетитовых руд и разработке более совер-
шенной технологии обогащения, позволяющей улучшить качество
железных концентратов до экономически целесообразного предела.
В настоящей книге освещены материалы исследований и опыт
обогащения магнетитовых железных руд.
В книге описаны основные месторождения магнетитовых руд
Советского Союза, их вещественный состав, текстурно-структурные
и другие особенности, имеющие значение для обогащения, дана клас-
сификация руд тех месторождений, где это представлялось возмож-
ным сделать, указаны запасы руд. Совокупность этих сведений по-
зволяет оценить перспективность месторождений и железорудных
районов и их способность обеспечить деятельность и развитие
горнообогатительной промышленности и черной металлургии.
Исследования на обогатимость магнетитовых руд определяют
сырьевую базу развития черной металлургии и возможность совер-
шенствования технологии обогащения на действующих и проекти-
руемых фабриках.
В разделе магнйтообогатительных фабрик описаны технология
обогащения, обогатительное оборудование, технологические и тех-
нико-экономические показатели работы фабрик, пути дальнейшего
совершенствования технологии обогащения.
В описании работы зарубежных фабрик представлен материал,
позволяющий использовать опыт их работы.
3
При составлении книги использованы опыт работы и исследова-
ния обогатимости магнетитовых руд институтов: Механобр, Меха-
нобрчермет, Уралмеханобр, НИИКМА, ЦНИИЧЕРМЕТ, Днепро-
петровского горного, Криворожского горнорудного, НИГРИ (Кри-
вой Рог), Института горючих ископаемых, Кольского филиала
Академии наук СССР, Сибэлектростали, ВОСТНИГРИ, Гипро-
руды (Ленинград), Южгипроруды, Центрогипроруды, рудоиспыта-
тельных станций и производственников обогатителей горнообога-
тительных комбинатов, чьи труды послужили основой для созда-
ния книги.
Авторы выражают глубокую признательность работникам этих
предприятий и институтов за полезные советы, указания и помощь.
РАЗДЕЛ ПЕРВЫЙ
МЕСТОРОЖДЕНИЯ МАГНЕТИТОВЫХ РУД
И ИССЛЕДОВАНИЕ РУД НА ОБОГАТИМОСТЬ
Глава I
ОБЩЕЕ ОПИСАНИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ЖЕЛЕЗНЫХ РУД
СОВЕТСКОГО СОЮЗА
Месторождения железных руд Советского Союза разделяются
на следующие генетические типы: осадочно-метаморфические, маг-
матические, контактово-метасоматические, гидротермальные, маг-
Таблица 1
Запасы руд различных генетических типов
Генетический тип месторождений	Типы руд	Балансовые запасы, %	Годовая добыча % (ориентиро- вочно)
Осадочно-метаморфиче- ские и связанные с ним месторождения богатых РУД Магматические Контактово-метасоматиче- ские, гидротермальные и магматогенные Осадочные Осадочные, слабометамор- физованные, выветрива- ния и др.	Железистые кварциты: магнетитовые и смешан- ные гематито-мартитовые и другие с преоблада- нием слабомагнитных железорудных мине- ралов Богатые магнетито-гема- тито-мартитовые руды Титано-магнетитовые Магнетитовые (в основном скарновые) Бурожелезняковые (ооли- товые) * Сидеритовые, гематитовые, бурожелезняковые с ле- гирующими примесями и другие	25,0 6,3 28,7 12,6 11,2 13,4 2,8	30 28 3 29 8 2
|	100	|	100
* Без Колпашевско-Бакчарского месторождения.
.Промышленные балансовые запасы железных руд, требующих обогащения, составля-
ют около 79%.
5
матогенные, осадочные, слабометаморфизованные осадочные, вы-
ветривания и др.
Запасы руд различных генетических типов приведены в табл. 1.
§ 1. ОСАДОЧНО-МЕТАМОРФИЧЕСКИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ
ЖЕЛЕЗИСТЫХ КВАРЦИТОВ
Осадочно-метаморфические месторождения железных руд, при-
уроченные к древне-кристаллическим породам докембрийской форма-
ции (гнейсы, кристаллические сланцы и др.), являются главнейшими
в промышленном отношении. Руды этих месторождений представ-
лены: железистыми кварцитами, джеспилитами, таконитами, а также
связанными с ними богатыми железными рудами и составляют по-
давляющую часть мировых запасов железных руд.
Наиболее распространены железистые кварциты, месторождения
которых известны в СССР, США (районы Верхнего озера, Кордильер
и Аппалачских гор), Канаде (полуостров Лабрадор), Южной Аме-
рике (Гвиана и Бразилия), Европе (Норвегия-Сёр-Варангер, Швеция-
Кируны), КНР, КНДР, Южной Африке (Родезия, Трансвааль),
на Филиппинах и в других странах.
В СССР группы осадочно-метаморфических месторождений обра-
зуют крупные рудные районы. В промышленном отношении наиболее
важными в настоящее время являются: Криворожский, Кремен-
чугский (Горишне-Плавнинское и Лавриковское месторождения),
Курская магнитная аномалия и Северо-Западный район (Оленегор-
ское и Костамукшское месторождения) [1, 2].
Все перечисленные месторождения объединяются большим до-
кембрийским железорудным бассейном, который в меридиональном
направлении простирается примерно на 2300 км (шириною до 800 км)
от Ингулецкого месторождения Криворожского бассейна до северных
магнитных аномалий Кольского полуострова и проявляется на Скан-
динавском полуострове.
Богатые железные руды генетически связаны с железистыми квар-
цитами; запасы руд этого типа в СССР значительны. Они применяются
в доменной плавке без обогащения либо после обогащения по про-
стейшим технологическим схемам.
Железистые кварциты или роговики отличаются слоистой тек-
стурой. Для них характерно чередование рудных слоев с нерудными,
сложенными преимущественно кварцем. Слои мощностью до 3—4 мм
относятся к тонкослоистым, если же они составляют 5—15 и более
миллиметров — к грубослоистым.
Структура железистых кварцитов большинства месторождений —
тонкозернистая. Для достаточно полного раскрытия рудных зерен
железистых кварцитов Кривого Рога (руды Южного, Северного,
Ингулецкого, Центрального горнообогатительных комбинатов), а
также Кременчугского района и Костамукшского месторождения
в большинстве случаев требуется измельчение до 53 4- 44 мк. Не-
сколько крупнее вкрапленность рудных зерен кварцитов Ново-
6
Криворожского участка, но и они для получения концентрата с со-
держанием 68—69% железа должны измельчаться до 53 -г- 44 мк.
Кварциты Оленегорского месторождения для полного раскрытия
рудных минералов необходимо измельчать до 74 мк (около 90% —
0,074 мм).
Кварциты Михайловского месторождения КМА перед обогаще-
нием необходимо измельчать до 95—98% — 44 мк. Кварциты Ле-
бединского месторождения КМА являются более крупновкраплен-
ными, но и они для получения концентрата с содержанием 68—69%
железа должны измельчаться до крупности 92 -н 96% — 53 мк.
Таким образом, эксплуатирующиеся месторождения железистых
кварцитов относятся в основном к тонкозернистым рудам, хотя
между ними имеются существенные различия в крупности рудных,
преимущественно магнетитовых, зерен.
Крупность зерен главного нерудного минерала-кварца колеблет-
ся в широких пределах — от миллиметров до нескольких микронов.
Такая структура кварцитов создает благоприятные условия для ста-
диального обогащения их — выделения отвальных хвостов при раз-
личной крупности измельчения руды по мере раскрытия нерудных
минералов.
Главные рудные минералы железистых кварцитов: магнетит,
мартит и гематит. Кроме них в состав железистых кварцитов входят
рудные минералы — гидрогетит, гидроокислы железа, сидерит, сиде-
роплезит и другие, но они, за редкими исключениями (сидероплезит
в кварцитах Новокриворожского ГОКа), имеют подчиненное зна-
чение.
Из нерудных в кварцитах кроме кварца содержатся карбонаты,
амфиболы, пироксены, хлориты, слюды и другие минералы.
По минеральному составу и текстурно-структурным свойствам
выделяют большое число разновидностей железистых кварцитов.
Описание их дано ниже по месторождениям кварцитов.
По схематической классификации института Механобр (Г. П. Бол-
дырев) железистые кварциты разделяются по содержанию железа,
связанного с магнетитом, на следующие типы: I — магнетитовые,
содержащие в форме магнетита не менее 75% общего содержания же-
леза; II — смешанные — 40—75% железа в форме магнетита; III —
слабомагнитные — менее 40% IV — окисленные руды приповерхно-
стной зоны окисления с высоким содержанием гидроокислов железа
и способностью ошламовываться при измельчении.
Институт Механобрчермет предлагает классификацию [3] магне-
титовых железистых пород Криворожского бассейна по преоблада-
нию в них тех или иных железосодержащих минералов без их коли-
чественной оценки.
Промышленные запасы магнетитовых железистых кварцитов вы-
деляются при минимальном содержании железа в руде 20—25%.
Среднее содержание железа в руде эксплуатирующихся осадочно-ме-
таморфических месторождений колеблется от 30 до 40%.
7
§ 2. КОНТАКТОВО-МЕТАСОМАТИЧЕСКИЕ И ГИДРОТЕРМАЛЬНЫЕ
МЕСТОРОЖДЕНИЯ СКАРНОВЫХ МАГНЕТИТОВЫХ РУД
Месторождения железных руд контактово-метасоматического и ги-
дротермального генезиса тесно связаны с развитием приконтактных
скарновых ореолов вокруг кислых интрузий (граниты, сиениты),
прорывающих толщи осадочных и туфогенных пород.
Скарновые магнетитовые руды, образовавшиеся под воздействием
постмагматических растворов на силикатные и карбонатные породы
в приконтактной зоне, сложены магнетитом и скарновыми минера-
лами. Магнетит в этих рудах отличается более крупной зернистостью
по сравнению с железистыми кварцитами. Эти свойства руды обус-
ловливают ее хорошую обогатимость. Скарновые руды обычно со-
держат значительное количество сульфидов и связанной с ними
серы, но на некоторых месторождениях, например Соколовском,
наблюдаются руды с малым содержанием серы. С сульфидами связаны
содержащиеся в скарновых рудах примеси: сера, цинк, медь, мышьяк.
Эти элементы, вредные при выплавке чугуна, а также связанный
с сульфидами кобальт могут являться источником получения цинко-
вых, медных и пиритно-кобальтовых концентратов. Скарновые руды
отличаются более высокой, чем железистые кварциты, основностью.
В процессе окисления скарново-магнетитовых руд образуются
мартитовые и полумартитовые руды, содержание серы в которых
снижается.
Территориальное распространение контактово-метасоматических
и гидротермальных месторождений весьма широко. Запасы руд в
этих месторождениях колеблются в широких пределах от нескольких
десятков тысяч до —1 млрд. т.
Балансовые запасы скарново-магнетитовых руд учитываются
при минимальном содержании валового железа в руде 25%. Если
содержание железа в силикатной форме высокое, то в этом случае
минимальное содержание валового железа увеличивается до 30%.
В Кустанайском железорудном районе (Казахская ССР) сосредо-
точены самые крупные месторождения скарново-магнетитовых руд —
Канарское, Сарбайское, Соколовское и ряд более мелких месторож-
дений.
Общие балансовые запасы скарново-магнетитовых руд Куста-
найского железорудного района составляют треть всех запасов руд
этого типа в СССР. Среднее содержание железа в руде 45—47%.
Имеется большое количество богатой руды с содержанием 55—60%
железа.
Крупные месторождения гидротермального генезиса находятся в
Ангаро-Илимском железорудном районе [4]. Они расположены на
обширной площади (25—30 тыс. км2) Братского и Нижне-Илимского
районов Иркутской области. Из восемнадцати месторождений района
наиболее крупные: Рудногорское, Коршуновское и Краснояровское.
Месторождения района генетически связаны с сибирскими трап-
пами (диабазы). Руды залегают в виде жил, штоков, сложенных
8
массивными и брекчиевидными магнетитовыми рудами с ореолом
вкрапленных магнетитовых руд различных текстур. Вмещающие по-
роды — преимущественно метаморфизованные туфы и туфобрекчии,
песчаники и конгломерато-брекчии туфогенного характера, прев-
ращенные в скарны в результате околоконтактного метамор-
физма.
Во всех месторождениях района главными рудными минералами
являются: магнетит, мартит и гематит, главными скарновыми мине-
ралами — пироксен, гранат, реже амфиболы. Различие между рудами
отдельных месторождений выражается в основном в количественном
соотношении этих минералов.
Распределение магнетита (главный рудный минерал) в зонах
оруденения весьма неравномерное. Большое распространение,
например, на Рудногорском, Краснояровском и некоторых других
месторождениях, имеют массивные магнетитовые руды. На
Рудногорском, Краснояровском и некоторых других месторождениях
они являются преобладающими. На Коршуновском месторождении
преобладают брекчиевидные и обычные вкрапленные руды: содер-
жание магнетита в них колеблется в широких пределах, обусловли-
вая соответственно непостоянство содержания в руде железа. Среди
массивных жильных магнетитовых руд довольно часто встречаются
оолиты в виде мелких линз или удлиненных тел небольшой мощности.
В Рудногорском месторождении развит магнетит в оолитообраз-
ной форме.
Гематит встречается в значительно меньшем количестве, чем
магнетит, главным образом в виде первичного гематита (железный
блеск) и вторичного в мартитизированных рудах. Мартитизация
наблюдается во всех месторождениях, но развита слабо, и собст-
венно мартитовые руды встречаются редко.
Цо минералогическому составу различают следующие типы руд
Ангаро-Илимского района:
1.	Сплошные магнетитовые руды (с незначительным содержанием
нерудных минералов).
2.	Существенно-магнетитовые руды с примесью нерудных мине-
ралов и весьма редко сульфидов: а) хлорито-магнетитовые; б) кальци-
то-магнетитовые; в) кальцито-хлорито-магнетитовые; г) с реликтовы-
ми гранатами или пироксеном.
3.	Магнетитовые руды средние и бедные с преобладанием неруд-
ных минералов—пироксена, граната, хлорита, серпентина, кальцита
и других минералов.
4.	Полумартитовые и мартитовые руды.
Руды, в которых содержание нерудных минералов незначительно
(чисто магнетитовые руды встречаются редко), относятся к сплошным
магнетитовым рудам. При большом, но еще подчиненном их коли-
честве по отношению к магнетиту, руды относятся к существенно
магнетитовым. К магнетитовым рудам с преобладанием нерудных
минералов относятся скарновые и другие околорудные метаморфи-
зованные породы, несущие магнетит.
9
В рудах Ангаро-Илимского района содержание железа колеблется
от 15 до 53% и более, кремнезема от 5 до 30%, глинозема 0—30%,
окиси кальция и окиси магния в пределах 5—15% каждого.
Из контактово-метасоматических месторождений скарново-маг-
нетитовых руд Урала наиболее крупные: Гороблагодатское, Высоко-
горское в Свердловской области и значительно выработанное Маг-
нитогорское месторождение в Челябинской области. Содержание
железа в них колеблется в пределах 35—50%.
В Западной Сибири в Кемеровской области (Горная Шория)
насчитывается около двух десятков небольших железорудных место-
рождений контактово-метасоматического генезиса. Наиболее круп-
ные из них — Таштагольское, Шерегешевское, Шалымское, Казское,
Ампалыкское, Ташелгинское. Среднее содержание железа в руде
этих месторождений варьирует в пределах 33—48%. Выделяется
небольшое количество богатых руд с содержанием 55—60% железа.
В Восточной Сибири в Хакасской автономной области имеется
группа месторождений железных руд контактово-метасоматического
типа. Наиболее крупные месторождения этого района: Абаканское
с содержанием 45% железа, Тейское с содержанием 33% железа,
Анзасское — 38%, Ирбинские — 44—54%, Краснокаменское — 27—
29% железа.
В Алтайском крае имеются два месторождения — Белорецкое
и Инское со средним содержанием в первом 34%, во втором 43,4%
железа. Значительные по запасам контактово-метасоматические
и гидротермальные месторождения железных руд находятся в Вос-
точной Сибири: Таежное с содержанием 44,5% железа, Пионерское —
41,6% железа и Сива'глинское — 53,4% железа в Якутской АССР,
в Дальневосточном крае — Гаринское с содержанием 41,7% же-
леза (в Амурской области).
Дашкесанское месторождение в Закавказье, образовавшееся
путем контактово-метасоматического преобразования известняков
в гранато-магнетитовые руды, со средним содержанием 45,5% же-
леза (северо-восточный участок) и 37,3% (северо-западный участок).
§ 3.	МАГМАТИЧЕСКИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ТИТАНО-МАГНЕТИТОВЫХ РУД
Месторождения вкрапленных титано-магнетитовых руд сосредо-
точены на Урале. В Свердловской области находится крупнейшее
из них — Качканарская группа месторождений (Гусевогорское,
собственно Качканарское и другие), запасы которых составляют
около 85% запасов руд этого типа в СССР. Низкое содержание желе-
за в руде (16—17% общего, 11—12% рудного) компенсируется со-
держащимся в ней извлекаемым ванадием. Другое, более мелкое
месторождение — Первоуральское содержит около 16% железа.
В Челябинской области находится Кусинское месторождение
сплошных титано-магнетитовых руд с содержанием 49,29% железа.
В Северо-Западном железорудном районе имеются два место-
рождения титано-магнетитовых руд — Африканца в Мурманской
10
области и Пудожгорское в Карельской ССР; из них промышленное
значение имеет только Пудожгорское.
Титано-магнетитовые руды генетически связаны с ультраоснов-
лыми и основными породами габбро-пироксенцтовой формации,
в различной степени амфиболизированными. В основной массе они
представлены вкрапленными рудами. Сплошные руды кусинского
типа и мелкошлировые имеют подчиненное значение. Облик вкрап-
ленных титано-магнетитовых руд определяется породой, в которую
вкраплены рудные минералы. Кроме железных минералов (магне-
тит) в титано-магнетитовых рудах имеются другие полезные руд-
ные минералы, содержащие; ванадий, титан, кобальт, платину.
Комплексное использование этих компонентов частично осуществ-
ляется. Более полное использование представляет задачу, в полной
мере еще не решенную. Содержание серы и фосфора в рудах низкое.
Основные рудные минералы титано-магнетитовых руд: магнетит
и ильменит, второстепенные — мартит, гематит, рутил, хромит;
примеси — пирит, пирротин, пентландит и другие сульфиды. Глав-
ные нерудные минералы: пироксены, амфиболы, хлориты, полевой
шпат, гранаты, эпидот и оливин.
В бедных вкрапленных рудах железо, кроме магнетита и ильмени-
та, связано с железистыми силикатами (до 40% валового содержания),
что неблагоприятно сказывается на извлечении железа в концентрат
относительно общего его содержания -в руде. Ильменит вкраплен
в магнетите в виде тончайших выделений, исключающих возмож-
ность выделения его средствами механического обогащения (Пудож-
горское месторождение), либо находится в магнетите в твердом рас-
творе, образуя титаномагнетит (малотитанистые руды Качканар-
ского месторождения).
В богатых кусинских рудах почти все железо связано с магне-
титом и ильменитом. Ильменит в этих рудах находится в виде обо-
собленных выделений, заполняющих промежутки между зернами
магнетита, что создает благоприятные условия для селективного
выделения двух концентратов — магнетитового и ильменитового.
Ванадий в титано-магнетитовых рудах находится в виде примеси
в магнетите. В рудах Кольского полуострова содержится кроме того
сфен и перовскит.
Минимальное содержание железа на контуре при выделении запа-
сов титано-магнетитовых руд для Качканарского месторождения —
14%, Пудожгорского — 20%, Кусинского — 25%.
Магматогенное Ено-Ковдорское месторождение железных руд
находится в Мурманской области в юго-западной части Кольского
полуострова. Балансовые руды содержат 20% и более железа. Кроме
того, имеются породы так называемого рудного комплекса, частично
используемые промышленностью.
Рудный минерал магнетит отличается значительным содержанием
магния, изморфно замещающего железо в магнетите. Вмещающие
изверженные породы состоят преимущественно из нефелина и пиро-
ксена.
11
Ено-Ковдорские руды содержат значительное количество фос-
фора, связанного в основном с апатитом и штаффелитом в зоне дезин-
теграции. Содержание серы в руде невысокое.
§ 4.	РАСПРЕДЕЛЕНИЕ ЗАПАСОВ ЖЕЛЕЗНОЙ РУДЫ В СССР
Распределение запасов железной руды по территории СССР
весьма неравномерное: 53,5% всех запасов находится в РСФСР,
31,7% — в УССР и лишь 14,8% в остальных районах.
Основные запасы железной руды сосредоточены в Центрально-
черноземном районе (КМА) — 25,4%, в Днепропетровской области
Украинской ССР (Криворожское и другие месторождения) —25,1%,
на Урале (Качканарское и ряд меньших месторождений) — 14,2%
и в Казахстане (Соколовско-Сарбайское, Качарское, Лисаковское
и другие'месторождения) — 14,2% • В указанных железорудных рай-
онах сосредоточено около 80% всех запасов железной руды.
Запасы магнетитовых руд, включающие собственно магнетитовые
массивные и вкрапленные руды, титано-магнетитовые руды и магне-
титовые железистые кварциты, составляют 65,4% общих запасов
железной руды (табл. 2).
Таблица 2
Распределение запасов по типам руд и промышленному использованию
на 1/1 1969 г., %
Распределение запасов
и
м
о
R
о
й
о
я
и.
о
и®
Балансовые запасы катего-
рий А + В + Сх ....
Среднее содержание железа,
% .......................
В том числе:
используемые и намечен-
ные к использованию без
обогащения ..............
обогащаемые и намеченные
к обогащению по про-
стым схемам ...........
требующие сложных мето-
дов обогащения ....
Добыча сырой руды . . .
В том числе руд:
используемых без обога-
щения ...................
обогащаемых по простым
схемам ................
обогащаемых по сложным
схемам.................
16,4 40,1	15,6 57,6
1,5	14,3
14,8	—
	1,4
26,5	20,6
3,0	20,3
23,5	0,3
—	—
10,7 1,4 0,3
37,4 32,5 33,1
6,6
38,0
0,3	1,4	—	—	—	—	—
1,0	—	—	11,7	37,3	37,3	—
9,4 4,3	0,3	0,3 0,6	6,0	6,6 41,7	39,2	6,6 2,5
1,6	0,3	0,2	—	—	—	—
2,6	—	—	6,0	39,2	39,2	—
0,1	—	0,4		2,5	—	2,5
12
Запасы магнетитовых массивных и вкрапленных руд составляют
16,4% всех запасов железной руды. Они размещены по обширной
территории Казахстана (36,9% запасов магнетитовых руд), Восточной
Сибири (17,4%), Дальнего Востока (13,1%), Западной Сибири
(12,5%), Урала (11%) и других районов.
На долю магнетитовых кварцитов приходится 37,3% всех запа-
сов железной руды и более половины запасов магнетитовых руд.
Основные запасы их сосредоточены в Донецко-Приднепровском рай-
оне — 61,3% запасов, в КМА — 31,8% запасов.
Титано-магнетитовые руды, представляющие 11,7% запасов же-
лезной руды, сосредоточены на Урале (93,3% запасов) и в Северо-
Западном железорудном районе (6,7%).
Промышленное освоение балансовых запасов руд различных
типов осуществляется в зависимости от условий использования,
к которым в первую очередь относятся: металлургические свойства
руды, обогатимость руды, отдаленность от металлургических заво-
дов и путей сообщения (табл. 3).	-
Таблица 3
Распределение запасов железных руд по степени промышленного освоения, %
Типы руд	Запасы железных руд категории A+B+Ci		
	разрабатыва- емые месторожде- ния	месторожде- ния, наме- ченные к вводу в эксплуата- цию	нсосваива- емые и йена- меченные к освоению
Магнетиты		15,9	14,3	12,9
Титано-магнетиты 		26,3	4,6	26,6
Железистые кварциты . 			43,0	57,8	14,6 
В том числе:			
магнетитовые		33,7	43,1	13,9
Мартиты и гематиты 		11,3	4,6	26,6
Бурые железняки 		3,1	18,7	16,7
Сидериты 	  .	0,9	—	2,6
Всего . . . .	100	100	100
В первую очередь используются богатые руды, которые добывают
в Кривом Роге и КМА. Из-за сложных горно-технических условий
богатые руды КМА используются лишь частично; следует ожидать,
что в дальнейшем использование их увеличится.
Весьма эффективно используются запасы магнетитовых желези-
стых кварцитов и магнетитовых скарновых руд.
По степени промышленного освоения магнетитовые руды нахо-
дятся на первом месте — они представляют 75,4% 'запасов всех
13
рабатываемых железорудных месторождений и 62% намеченных
к вводу в эксплуатацию и строительству.
Запасы титано-магнетитовых и бурожелезняковых руд исполь-
зуются недостаточно. Разработка эффективных методов обогащения
позволит улучшить промышленное освоение запасов этих руд.
По запасам руды в разрабатываемых железорудных место-
рождениях первое место занимает Криворожский бассейн (40,8% за-
пасов), Урал (30,5%), район Курской магнитной аномалии (11,3%),
Казахстан (8%). В этих четырех районах сосредоточено 90,6% запа-
сов железных руд разрабатываемых месторождений.
Глава II
РУДНАЯ БАЗА ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫХ КОМБИНАТОВ
§ 1. КРИВОРОЖСКИЙ ЖЕЛЕЗОРУДНЫЙ БАССЕЙН И МЕСТОРОЖДЕНИЯ
ЮГА
Криворожский железорудный бассейн расположен в 80—100 км
к западу от р. Днепр, в системе р. Ингулец и ее левых притоков —
рек Саксагань, Желтой и Зеленой. Месторождения бассейна вытя-
нуты в виде узкой полосы в северо-северо-восточном направлении про-
тяжением около 100 км и шириною 1—2 км до. 6 км (в районе г. Кри-
вой Рог).
Криворожский железорудный бассейн сложен докембрийскими
кристаллическими сланцами (саксаганская серия), включающими три
отдела: нижний (аркозы и филлиты), средний, или железорудная фор-
мация (сланцы и железистые породы) и верхний (сланцы, карбонаты
и песчаники-конгломераты). Железорудная формация состоит из
семи перемежающихся горизонтов (пластов) сланцев и железистых
пород. В северной части бассейна выделяются еще восьмой и девя-
тый горизонты [5, 6].
I и II железистые горизонты представлены магнетитовыми рого-
виками с большим содержанием железистых силикатов и карбонатов
(Ингулецкий район) и краснополосчатыми магнетито-мартитовыми
роговиками с силикатами и карбонатами (Саксаганский район).
Мощность горизонтов 30—40 м, разделяющей их сланцевой пачки —
5—15 м. Содержат 30—35% железа.
III железистый горизонт мощностью 5—15 м магнетито-карбо-
натных или красково-мартитовых роговиков с многочисленными
прослоями сланцев. Содержит 25—30% железа.
IV железистый горизонт магнетитовых и карбонатно-силикатно-
магнетитовых среднеполосчатых роговиков с содержанием железа
34—37%, с увеличивающимися сланцевыми прослоями и выклини-
ванием в северной части бассейна, где наблюдается окисление Пород
до большой глубины. Мощность горизонта 40—60 м.
14
V железистый горизонт представлен тонкослоистыми «синими»
джеспилитами, не содержащими силикатов и карбонатов, с рудными
минералами мартитом и мелкорассеянным гематитом. На Первомай-
ском участке и в южной части Ингулецкой полосы на глубине
40—50 м железистые породы представлены магнетитовыми разностя-
ми. Мощность горизонта от 30 до 130 м. Содержит 35—42% железа.
VI железистый горизонт средне-грубослоистых мартитовых ро-
говиков с отдельными участками неокисленных магнетитовых рого-
виков и пачками мартито-гематитовых джеспилитов. Мощность
горизонта 50—150 м. Содержание железа в нем достигает 32—37%.
VII железистый горизонт красково-мартитовых и мартитовых
роговиков с пачками красковых роговиков и участками магнетито-
вых роговиков с карбонатами или силикатами. Мощность горизонта
100—600 м. Содержит 20—30% железа.
В Ингулецком районе развиты лишь IV и V горизонты.
Внутри отдельных горизонтов наблюдается неоднородность ве-
щественного состава, вызывающая значительные колебания показа-
телей обогащения руды.
Вмещающими породами висячего и лежачего боков везде явля-
ются хлоритовые, амфиболовые и другие сланцы железорудной фор-
мации.
Учтенные балансовые запасы железистых роговиков бассейна
составляют около 19,6 млрд. т. Эти запасы распределяются по типам
(в геологическом понимании) следующим образом: магнетитовые
кварциты, содержащие 31—39% железа,— 10,7 млрд, т (54,5%);
гематитовые кварциты, содержащие около 38% железа,— 8,9 млрд, т
(45,5%).
Ориентировочные запасы технологических типов руды по клас-
сификации института Механобр до глубины 300 м приведены в табл. 4.
Таблица 4
Запасы железистых кварцитов различных технологических типов
Типы железной руды	Запасы, млрд, т			Запасы, %
	А+B-f-Ci	С 2	Всего	
Магнетитовые 		2,7	1,4	4,1	35,5
Смешанные 		1,6	1,4	3,0	26,0
Гематитовые (мартитовые) .	1,1	3,3	4,4	38,5
Всего . .	5,4	6,1	11,5	100,0
Сырьевой базой горнообогатительных комбинатов Кривого Рога
являются железистые кварциты следующих участков бассейна: Южно-
го (ЮГОК) — Скелеватский — Магнетитовый участок, Ново-Криво-
рожского (НКГОК) — Ново-Криворожский участок, Центрального
(ЦГОК) — участок Большая Глееватка, Северного — Первомайский
15
участок и Анновское месторождение, Ингулецкого — 12-й участок
(IV и V горизонт Лихмановской синклинали). Кроме того,
планируется строительство горнообогатительного комбината на
базе Петровского месторождения железистых кварцитов.
^Рудная база Южного горнообогатительного комбината (ЮГОК)
Скелеватский-Магнетитовый участок железистых пород распо-
ложен в южном замыкании Западно-Ингулецкой мульды. Рудной
базой ЮГОКа является IV железистый горизонт, который в цен-
тральной части (в пределах участка) сложен карбонатно-магнетито-
выми и магнетитовыми роговиками.
Магнетитовые и гематито-магнетитовые разности содержат 36—
38% железа, карбонатно-силикатно-магнетитовые — 30-36%. Ви-
сячий и лежачий бока IV горизонта сложены бедными магнетито-
хлорито-амфиболо-карбонатнымироговиками, содержащими 27—30%
железа.
Руда отличается в основном слоистостью, выражающейся в че-
редовании рудных, нерудных и смешанных слоев мощностью от долей
миллиметра до 15 мм. Слои характеризуются мелко- и тонкозернис-
тым оруденением: размер зерен в рудном слое 0,06 — 1мм, в сме-
шанном слое — 0,03—0,05 мм.
На месторождении выделено шесть технологических типов руды,
отличающихся текстурно-структурным строением и вещественным
составом.
1-й тип. Средне- и широкополосчатые магнетитовые роговики.
Мощность рудных слоев равна 0,5—1,0 мм, а роговиковых слоев —
0,5—3,8 мм.
2-й тип. Тонкослоистые магнетитовые роговики. Мощность рого-
виковых слоев не превышает 3 мм. Мелкозернистый кварц (0,02 мм)
создает ситовидную структуру зерен и сростков магнетита.
3-й тип. Карбонатно-магнетитовые, силикатно-магнетитовые, сили-
катно-карбонатно-магнетитовые роговики. Текстура их — широко-
среднеполосчатая, редко встречается тонкополосчатая. Мощность
рудных слоев в среднем равна 2,5 мм, а роговиковых — 5 мм.
4-й тип. Гематито-магнетитовые роговики. Текстура их тонко-
полосчатая. Мощность рудных и роговиковых слоев не превышает
3 мм.
5-й тип. Полуокисленные лимонито-мартито-магнетитовые ро-
говики.
6-й тип. Окисленные магнетито-мартитовые, гематито-мартито-
вые, лимонито-мартитовые, мартитовые роговики. Зона окисления
на месторождении колеблется по мощности от 4 до 23 м.
Путем планирования горных работ в карьере производится усред-
нение руды по технологическим типам. На фабрику подается шихта
следующего состава: легкообогатимых руд 1 и 3 типов — 35%,
труднообогатимых руд 2 и 4 типов — 60%, полуокисленных и окис-
ленных руд 5 и 6 типов — 5 %.
16
Среднее содержание железа в магнетитовых кварцитах и карьере
I—IV очереди ЮГОКа по данным эксплуатационной разведки 35—
37%, из которого связанного с магнетитом 28,9%, с гематитом и
гидроокислами — 3,7%, с карбонатами и силикатами — 3,4%.
Балансовые запасы магнетитовых железистых кварцитов Ске-
леватского участка составляют 2375,2 млн. т, окисленных —
450 млн. т. Запасы в проектных контурах карьера I—IV очередей
категорий А + В 4-Cj составляют 1445 млн. zn. Химический и фазовый
анализы руды приведены в табл. 14.
Исследования на обогатимость железистых кварцитов Скеле-
ватского магнетитового участка, проводившиеся в институте Меха-
нобр, были положены в основу проектирования обогатительных
фабрик комбината.
После ввода в эксплуатацию ЮГОКа производились многочислен-
ные испытания железистых кварцитов Скелеватского участка для
совершенствования технологии их обогащения и изыскания путей
улучшения качества концентрата. Разработанная в процессе испыта-
ний технология получения высококачественных концентратов при-
менялась для обогащения магнетитовых и смешанных руд многих
других месторождений Союза [7, 8, 9].
Проводившиеся в институте Механобр исследования закончились
промышленными испытаниями на обогатительной фабрике № 1
ЮГОК. В результате испытаний было установлено, что рудные, и не-
рудные минералы магнетитовых роговиков ЮГОКа являются полидис-
персными с преимущественно тонкой вкрапленностью рудных мине-
ралов, и это позволяет выделить из них значительное количество
хвостов при крупном измельчении (3—2 мм). Раскрытие минералов
железа происходит главным образом при тонком измельчении до
74—53 мк (рис. 1, 2)'.
Встречается некоторое количество крупных выделений магне-
тита. Однако отделить рудные зерна от сростков их с нерудными
мокрой магнитной сепарацией на применяемых магнитных сепара-
торах трудно. Поэтому наиболее рациональным для тонковкрап-
ленной руды ЮГОКа является постепенное (стадиальное) выделение
хвостов (практически в 3—4 стадии) и получение концентрата лишь
в стадии наиболее тонкого измельчения. Такая технология обога-
щения позволяет направлять минимальное количество руды в по-
следнюю стадию наиболее тонкого и дорогостоящего измельчения
[10, И].
В промышленных испытаниях 1957 г. на 1-й секции обогатитель-
ной фабрики № 1 ЮГОКа по схеме с двухстадиальным измельчением
и трехстадиальным обогащением при пяти приемах магнитной сепа-
рации и двух приемах обесшламливания получен концентрат с содер-
жанием 64,9—66,2% железа при выходе 44% и извлечении железа
в концентрат 77—78% (в сдаточных испытаниях содержание железа
в концентрате было 64%, извлечение — 73,9%.
В 1963 г. в институте Механобр испытывались три пробы магне-
титовых роговиков с эксплуатационных горизонтов -)-15, ± 0 и —15 м
2 Заказ 478	17
карьера ЮГОК, представляющие основные типы магнетитовых рого-
виков месторождения, вскрытых горными работами [12]. В средней
пробе, характеризующей рудное питание фабрики № 2, содержалось
36,5% железа, из которого магнетитом представлено 31,7% (87%
общего содержания железа), в виде гематита — 3,4%, сидерита —
1,4%. Для получения концентрата с высоким содержанием железа
при испытаниях были использованы различные методы обогащения:
мокрая магнитная сепарация, сухая магнитная сепарация в центро-
бежном поле, флотация и классификация концентрата по крупности.
Рис. 1. Выход хвостов у, содержа-
ние в них желоза О' и извлечение
железа в хвосты в в зависимости от
крупности измельчения d (% 74 мк):
1 — руда блока 1; 2 — руда блока з
Рис. 2. Выход концентрата у, содержа-
ние в нем железа р и извлечение железа
в концентрат в в зависимости от круп-
ности измельчения d (% 74 лги):
[ 1 руда блока 1; г — руда блока 3
Мокрым магнитным обогащением руды на опытной установке с
тремя стадиями измельчения (60% —0,074 мм, 90% —0,074 мм
и 95 % —0,053 мм) получен концентрат с содержанием 67,5% железа,
при выходе 44,7% и извлечении 82,5%.
Классификацией в гидроциклоне по зерну 44 мк концентрата,
содержащего 63,8% железа (выход 48,5%, извлечение 84,5%), выде-
ляется в слив 14,5 % концентрата, содержащего 68% железа, при.
извлечении железа в концентрат 26,5% (от руды), а из доизмельчен-
ных песков гидроциклона получен концентрат с содержанием 67,2%
железа. Классификация является эффективной операцией для вы-
деления богатого концентрата из относительно крупной руды и умень-
шает нагрузку на последнюю стадию измельчения с 48,5 до 34,0%.
Флотационной доводкой магнитного концентрата, содержащего
67% железа, мылом дистиллированного таллового масла и известко-
во-щелочной среде (депрессор-барда сульфитных щелоков) получено
40,8% концентрата с содержанием 69,3% железа и извлечением
77,5% (от руды), из которого 34% содержат 70,3% железа. Из пром-
18
продукта флотационной доводки концентрата магнитной сепара-
цией дополнительно выделяется 3% концентрата с содержанием
61,4% железа. Суммарный концентрат содержит 69% железа, из-
влечение железа в концентрат 82,8%.
Доводка магнитного концентрата, содержащего 60,6% железа
(выход 30%, извлечение 50%), сухой магнитной сепарацией в центро-
бежном поле позволяет увеличить содержание железа в концентрате
до 64,3% (выход 26,7%, извлечение 47,2%). Выход промпродукта,
содержащего 32% железа, составляет всего 3,3%.
Получение высококачественных концентратов обеспечивается не-
сколькими методами обогащения, каждый из которых нашел свое
подтверждение в дальнейших испытаниях и промышленной практике
у нас и за рубежом.
Испытаниями, проведенными ЮГОКом и Днепропетровским гор-
норудным институтом на 9-й секции обогатительной фабрики № 1
ЮГОКа [13], установлено, что из песков гидроциклона крупностью
75% — 0,074 мм, содержащих 60,9% железа, гравитационным обога-
щением на конусном сепараторе выделяется концентрат с содержа-
нием 62,5% железа. Перечистка этого концентрата магнитной сепа-
рацией увеличивает содержание железа в нем до 65,9%. Выход
концентрата 18,2%, извлечение железа 33,8%. Опытами установлена
принципиальная возможность успешного применения гравитацион-
ного обогащения к тонковкрапленным роговикам Кривого Рога.
Гравитационно-магнитное обогащение позволяет извлечь в концен-
трат свободные зерна магнетита, содержащиеся в песках гидроцик-
лона, и избежать их переизмельчения и потери в шламах.
В 1964 г. институтами Механобр, Механобрчермет и ЮГОКом
проводились промышленные испытания на 9-й и 10-й секциях обо-
гатительной фабрики № 2 ЮГОК [14]. На этих секциях была осу-
ществлена многостадиальная схема измельчения (три стадии) и
обогащения (четыре и пять стадий). По такой схеме из руд текущей
добычи ЮГОКа получен концентрат с содержанием 65% железа,
выход концентрата 46%, извлечение железа в концентрат 82%.
Крупность концентрата 95% —0,074 мм.
Исследования по совершенствованию технологии обогащения
магнетитовых кварцитов Кривого Рога в институтах Механобрчер-
мет [15, 16, 17], Днепропетровском горном, Криворожском горно-
рудном и других велись в направлении изыскания эффективных
способов подготовки руды к обогащению и самого обогащения.
Применение бесшарового измельчения показало, что рудное само-
измельчение в первой стадии и рудно-галечное в последней стадии
измельчения обеспечивают более тонкий помол и более высокое со-
держание железа в концентрате, однако удельная производительность
мельниц низка и потери железа в хвостах обогащения иногда
велики.
Глубокое обесшламливание магнитных концентратов для удале-
ния из них бедной шламистой части производилось в гидросепара-
торе при широких пределах разжижения пульпы с выдачей жидких
2*
19
песков (20—25% твердого). Сгущение песков гидросепаратора про-
изводилось на магнитных сепараторах. Доводка концентрата таким1
способом увеличивает содержание железа в концентрате на 0,2—
1,1% при потерях 0,2—1,0% железа в шламах.
Классификация магнитного концентрата в гидроциклонах с по-
следующим доизмельчением и обогащением песков, магнитной сепа-
рацией дает возможность увеличить содержание железа в концентра-
те на 1,7—2% при уменьшении извлечения железа в концентрат
на 1,0-1,2%.
Флотационная доводка магнитного концентрата производилась
в лабораторных условиях по следующей технологической схеме:
обратная флотация для получения богатого концентрата, класси-
фикация хвостов (пенного продукта) в гидроциклонах, магнитная
сепарация слива гидроциклона и возвращение магнитного концен-
трата в голову флотации, доизмельчение песков и классификация
их в гидроциклоне для пенного продукта. Результаты обогащения
приведены в табл. 5.
Таблица 5-
Результаты флотационной доводки магнитного концентрата, %
Показатели	югок	НКГОК	СевГОК	ИнГОК
Выход магнитного концентрата .... Содержание железа в магнитном концен-	47,7	34,8	46,9	40,2
трате 	 Извлечение железа в магнитный концен-	65,8	66,7	61,8	63,3
трат 			84,9	72,4	80,5	78,3
Выход флотационного концентрата . . Содержание железа во флотационном кон-	41,9 	31,5	40,0	35,5
центрате 		71,5	71,0	68,5	68,4
Извлечение железа во флотационный кон-				
центрат 		81,2	69,7	75,7	74,7
Рудная база Ново-Криворожского горнообогатительного комбината
(НКГОК)
Действующий карьер № 1 НКГОК разрабатывает IV железистый
горизонт Восточно-Ингулецкой мульды, представленный карбонат-
но-магнетитовыми и хлорито-карбонатно-магнетитовыми роговиками.
Главное развитие имеют малосиликатные сидерито-магнетитовые
роговики с прослоями и пачками магнетитовых роговиков. Гематито-
магнетитовые роговики имеют подчиненное развитие, образуя прос-
лои и пачки среди сидерито-магнетитовых роговиков. У висячего бока
сидерито-магнетитовые роговики постепенно сменяются силикатными
роговиками.
. По текстурно-структурному строению руда является тонкосло-
истой, мелковкрапленной. Мощность рудных слоев колеблется от
0,5 до 15 мм, мощность смешанных и нерудных слоев в 2—3 раза
20
больше. В рудных слоях преобладает петельчато-сростковая агрега-
ция рудных минералов, а в смешанных и нерудных слоях — послой-
ная (крупная и мелкая) рудная вкрапленность. Имеет место также
тонкая послойная кварцевая вкрапленность в рудных агрегатах
и зернах. Размеры рудных сростков изменяются от сотых долей
до 1—2 мм. Средние размеры сростков колеблются в пределах 0,15—
0,35 мм. Руда выдается карьерами № 1 и № 3. Карьер № 3 запроек-
тирован на базе неокисленных роговиков Валявинского участка
IV железистого горизонта, являющегося северным продолжением
участка ЮГОКа.
Неокисленные роговики Валявинского участка до глубины 300 м
разделяются на следующие разновидности: магнетитовые — 49,4%
запасов, гематито-магнетитовые — 26,7%, силикатно-магнетитовые
— 18,6%, магнетито-силикатные — 5,3%. В первых двух разновид-
ностях, слагающих центральную часть участка, преобладают тон-
ковкрапленные разности. Рудные слои в этих разностях состоят
на 60—90% из магнетита и-гематита, нерудные — на 90% из кварца
и на 10% из силикатных и рудных минералов.
Намечается строительство карьера № 2-бис на участке I и
II железистых горизонтов Ингулецкой антиклинали, примыка-
ющей к карьеру № 1. Среднее содержание железа на этом участке
33,5—32,7%, железа магнетитового 26,4—24,9%.
Железистые роговики I и II железистых горизонтов Ново-Кри-
ворожского месторождения в значительной мере окислены и выще-
лочены. Они близки по составу и разделяются на «кондиционные»
с более высоким содержанием железа, образующими большую часть
горизонтов, ,и «некондиционные» с меньшим содержанием железа.
Минералогический состав руды карьеров №1 и 3 приведен в табл. 6.
Химический анализ руды приведен в табл. 14. Запасы магнетито-
вых кварцитов в карьере № 1 по категориям А+ В + Сх составляют
Таблица 6
Минералогический состав руды карьеров № 1 и 3
Минералы	Содержание, %		
	Карьер № 1	Карьер № 3	Среднее
Магнетит 		32,8	39,9	38,8
Гематит 			0,8	5,2	4,4
Железистые карбонаты 		15,6	3,2	5,1
Железистые силикаты 		15,0	19,1	18,4
Нерудные карбонаты 		5,6	1,0	1,7
Кварц 		28,3	31,5	31,0'
Прочие 			1,9	0,1	0,6
Итого ...	100,0	100,0	100,0
21
329,8 млн. т, в карьере № 3 — 1450,3 млн. т. Балансовые запасы
магнетитовой руды составляют 2822 млн. т, окисленной — 54 млн. т.
В институте Механобр испытывались 10 проб с содержанием
33,2—37,9% железа и четыре пробы с содержанием 26,2 —28,3%
железа. Пробы представляли неокисленные, полуокисленные и окис-
ленные разновидности железистых кварцитов. Неокисленные желе-
зистые кварциты представлены существенно магнетитовыми, карбо-
натно-силикатно-магнетитовыми, магнетитовыми с примесью гемати-
та, карбонато-магнетито-силикатными и силикатно-магнетито-кар-
бонатными роговиками. Полуокисленные разновидности представле-
ны лимонито-мартито-магнетитовыми, а окисленные — магнетито-
лимонито-мартитовыми.
По химическому составу испытывавшиеся пробы неоднородны.
Наиболее богатыми являются существенно магнетитовые роговики
(34,3—37,2% железа). В карбонатно-силикатно-магнетитовых, по-
луокисленных и окисленных роговиках содержится 32,6—33,6%
железа и менее всего (28,0—28,7%) в карбонатно-магнетито-сили-
катных и силикатно-магнетито-карбонатных роговиках лежачего
и висячего боков.
Оптимальной для выделения хвостов в I стадии обогащения при-
знана крупность измельчения 50—60% класса —0,074 мм. Конечная
крупность измельчения для получения концентратов с содержанием
66—67% железа —86—92% класса —0,074 мм. По трехстадиальной
схеме обогащения получен концентрат с содержанием 66% железа,
на четырехстадиальной схеме — 67—68% при выходе от 36 до 44%
и извлечении железа в концентрат 74—84% (табл. 7).
Таблица 7
Показатели обогащения различных разновидностей роговиков
Разновидности роговика	Выход концентрата, %	Содержание железа в концентрате, %	Извлечение железа в концентрат, %
Магнитное обогащение
Существенно магнетитовые 		43,6	69,2	84,6
То же 		38,9	68,0	80,9
Карбонатпо-силикатно-магнетптовые . .	36,1	67,4	74,0
То же 		41,4	67,1	81,0
» 		42,2	66,8	84,0
Магнетитовые с нримесыо гематита . .	46,1	66,8	82,8
Карбонатно-магнетито-силикатные . . .	23,6	66,2	59,5
Силикатио-магнетито-карбонатные . . .	24,3	66,9	60,0
Ма гнитно-фл отаци онное обогащение
Лпмонито-мартито-магнетитовые и лимо- I	I	I
нито-мартитовые .................|	39,1	|	66,2	|'	79,6
22
Обратной флотацией магнитных концентратов мылом сырого тал-
лового масла с депрессором-бардой сульфитных щелоков и регулято-
ром щелочности — содово-известковым раствором получен кон-
центрат с содержанием 71,1% железа, 1,1% кремнезема, при выходе
35,6% и извлечении железа в концентрат 74,3%. Такой концентрат
может быть использован для производства металлизованных ока-
тышей.
Обогащением полуокисленных и окисленных руд магнитной сепа-
рацией с флотацией хвостов сепарации получен суммарный маг-
нитно-флотационный концентрат, содержащий 66,2% железа, при
выходе 39,1% и извлечении 79,6%.
Применение рудно-галечного измельчения позволяет получить
более тонкий помол руды и увеличить содержание железа в концен-
трате на 1,0—1,5%; производительность мельницы (на опытной
установке) снижается по исходному питанию в два раза, по готовому
классу — 0,07 и 0,05 мм в 1,5 —1,4 раза.
Объемным вес роговиков колеблется в пределах 3,25—3,45 г/см3,
плотность 3,36—3,44 г/см3, работа разрушения неокисленных пород
10—12 кГм/см3, окисленных — 7—10 кГм/см3, измельчаемость близ-
ка к измельчаемое™ руды текущей добычи НКГОКа и с глубиной
заметно не изменяется, удельная магнитная восприимчивость в за-
висимости от содержания магнетита 1067-е-2604-Ю-6 см3/г.
Рудная база Центрального горнообогатительного
комбината (ЦГОК)
Рудной базой комбината являются железистые кварциты Глее»
ватского участка, приуроченного к средней железорудной свите,
в составе которой выделяют четыре сланцевых и четыре железистых
горизонта. Железистые горизонты I, II и IV сложены сидерито-маг-
нетитовыми и хлорито-сидерито-магнетитовыми роговиками, окислен-
ными с поверхности в центральной части на глубину 20—25 м,
в южной и северной частях — на глубину 400—500 м. V железистый
горизонт находится полностью в зоне окисления и сложен мартито-
выми и гематито-мартитовыми роговиками и джеспилитами.
Неокислепные роговики I железистого горизонта преимущественно
хлорито-магнетитового состава характеризуются низким содер-
жанием растворимого железа. Основными минералами горизонта
являются магнетит, сидерит, хлорит, кварц.
Роговики II железистого горизонта отличаются тонкой слоисто-
стью, обусловленной чередованием рудных, смешанных и неруд-
ных слоев.
Основными минералами IV горизонта являются магнетит, сидерит,
кварц.
В I, II и IV железистых горизонтах выделяется зона существенно
окисленных роговиков, состоящих из мартита и гематита; основной
минерал — мартит.
23
V железистый горизонт в основном представлен мартитовыми,
гематито-мартитовыми и железно-слюдково-мартитовыми роговиками
и джеспилитами.
По структурно-текстурному строению роговики месторождения
относятся к средне- и тонкослоистым рудам. Они отличаются высо-
кой крепостью (16—18 по шкале Протодьяконова).
Сырьем для секций магнитного обогащения являются неокислен-
ные и полуокисленные роговики I, II и IV железистых горизонтов,
запасы которых соответственно составляют 3,6, 63,4 и 33% от
всех запасов полуокисленных и неокисленных руд в карьере. Кроме
магнетитовой руды карьера ЦГОК на фабрику в настоящее время
поступает магнетитовая руда из карьеров СевГОКа, ИнГОКа и дру-
гих участков.
Секции обжигмагнитного обогащения снабжаются рудой зоны
окисления II и IV железистых горизонтов. В зоне окисления выделе-
но пять основных разновидностей роговиков: мартитовые, лимонито-
мартитовые, малорудные и безрудные сидерито-магнетитовые и ли-
монито-мартито-магнетитовые, железно-слюдковые джеспилиты и же-
лезно-слюдково-мартитовые тонкослоистые роговики.
Содержание железа в руде на весь период отработки карьера,
принятое с учетом разубоживания при добыче, следующее: общего
33,2%, растворимого — 32,8%, магнетитового— 23,3% (см. табл. 14).
Запасы неокисленных кварцитов I, II и IV железистых горизон-
тов категорий АВСх 272,6млн. т, окисленных — 257,1 млн. т.
Балансовые запасы месторождения составляют 1485 млн. т., из них
магнетитовых руд — 1023 млн. т.
Рудная база Северного горнообогатительного комбината (СевГОК)
Рудной базой обогатительной фабрики ^первой очереди комби-
ната являются магнетитовые кварциты Первомайского участка, а обо-
гатительной фабрики второй очереди магнетитовые роговики лежа-
чей пачки Анновского месторождения, а с 1975 г. и висячей пачки
того же месторождения'.
Первомайское месторождение •
Первомайское месторождение включает породы V, VI и VII
железистых горизонтов и V и VII сланцевых горизонтов. Основные
запасы (96%) железистых кварцитов сосредоточены в VI железистом
горизонте, который разрабатывается в настоящее время. Отрабаты-
ваются также V железистый и V сланцевый горизонты. На место-
рождении выделяют четыре участка 2, 2а, 26, 2с. На этих участках
руды VI железистого горизонта представлены магнетитовыми и ам-
фиболо-магнетитовыми роговиками и брекчиями.
Основными породообразующими минералами являются на участ-
ках 2а и 26 — кварц и магнетит, на участках 2 и 2с — магнетит,
кварц и куммингтонит. Рудные минералы окисленных и полуокислен-
ных роговиков представлены мартитом и остатками магнетита,
24
лимонитом и железной слюдкой. Породы сильно брекчированы и со-
держат много маломощных прослоев сланца. Эксплуатируются уча-
стки 2 и 2а.
На месторождении выделены следующие разновидности руды:
Грубослоистые краснополосчатые силикатно-магнетитовые ро-
говики составляют 30% запасов неокисленных пород, являются
легкообогатимыми. Размер зерен магнетита 0,04—0,8 мм, агрегатов
магнетита — 0,4—1,2 мм. В нерудных минералах не наблюдается
тонкая вкрапленность магнетита, а зерна магнетита не содержат
кварцевых включений.
Среднеслоистыё серополосчатые силикатно-магнетитовые рого-
вики составляют 35% запасов. В нерудных и смешанных слоях на-
блюдается значительное количество мелкозернистого магнетита, рас-
сеянного в кварцевых и силикатных зернах.
Тонкослоистые серополосчатые магнетитовые роговики состав-
ляют небольшую часть запасов, характеризуются тонкой рудной
и нерудной вкрапленностью минералов и являются труднообогати-
мыми.
Брекчии, сложенные обломками железистых пород, сцементи-
рованных рудным или силикатным материалом. Брекчии с рудным
цементом являются труднообогатимыми из-за тонких кварцевых
включений в магнетите. Брекчии с силикатным цементом содержат
крупнозернистый магнетит и лучше обогащаются.
Сланцы, представленные карбонато-куммингтонито-биотитовыми
разностями с примесью щелочно-железистых амфиболов, в которых
содержится 8—10% магнетита в виде тонкой вкрапленности в сили-
катах, и магнетито-куммингтонитовыми разностями,  в которых со-
держится 18—20% магнетита в виде крупных кристаллов.
Малорудные роговики, отличающиеся полным отсутствием руд-
ных слоев. В них содержится 20—22% железа. Весь магнетит тонко-
дисперсный и мелкозернистый. Размер зерен магнетита 0,003—
0,001 мм. Малорудные роговики являются наиболее труднообогати-
мой разновидностью.
Полуокисленные породы наблюдаются во всех вышеописанных
разновидностях: по магнетиту развивается мартит, а по силикатам
и карбонатам — гидроокислы железа.
Окисленные породы, представлены лимонито-магнетито-мар-
титовыми роговиками. В рудах наблюдается значительное количество
силикатов.
Объемный вес железистых роговиков 3,16 г/см3, в зоне окисле-
ния — 2,98 г!см\
Крепость по шкале Протодьяконова неокисленных железистых
роговиков 11—18, окисленных — 8—10. Химический и фазовый
анализы руд Первомайского месторождения приведены в табл. 14.
Балансовые запасы неокисленных роговиков месторождения ка-
тегорий А + В4- Сх составляют 893,8 млн. т, С2 — 881,3 млн. т.
Магнетитовые кварциты Первомайского месторождения обога-
щаются магнитной сепарацией, так же как и аналогичные руды
25
других месторождений Кривого Рога, но отличаются от них присут-
ствием брекчий и сланца.
Испытаниями установлено, что из кварцитов Первомайского место-
рождения крупностью 50 (25) — 0 мм сухой магнитной сепарацией
можно выделить от 10 до 20% (в зависимости от содержания сланцев)
бедных хвостов, представленных главным образом труднообогати-
мыми оруденелыми сланцами. Соответственно количеству выделен-
ных хвостов уменьшается нагрузка на мельницы и сепараторы
фабрики мокрой магнитной сепарации.
Магнитной сепарацией руды центрального участка Первомай-
ского месторождения при конечной крупности измельчения 80—
85% класса — 0,074 мм получен концентрат с содержанием 66,0%
железа, выход концентрата 61,7% извлечение железа в концентрат
81,2%. Флотацией из обесшламленных хвостов магнитного обога-
щения, содержащих 24,6% железа, дополнительно получено 5,8%
концентрата с содержанием 60% железа. В общем концентрате
содержится 65,5% железа, выход его 67,5%, извлечение железа
88,2%.
Анновское месторождение
Основные запасы руд Анновского месторождения приурочены
к первому железистому горизонту. Висячая и лежачая пачка этого
горизонта существенно отличаются по вещественному составу.
Наиболее богатая часть толщи первого железистого горизонта
приурочена к лежачей пачке. Она сложена существенно магнети-
товыми и силикатно-магнетитовыми роговиками, реже гематито-маг-
нетитовыми с примесью амфиболов.
Неокисленные кварциты лежачей пачки отличаются от кварци-
тов висячей пачки более крупной вкрапленностью магнетита и дру-
гих минералов, более высоким содержанием растворимого железа
и железа в форме магнетита, меньшим содержанием железа, связанно-
го с сидеритом и силикатами (табл. 8).
Висячая пачка представлена амфиболо-магнетитовыми и биоти-
то-магнетито-амфиболовыми роговиками. По содержанию железа
выделяются четыре подначки, из которых только во второй подпач-
ке содержание железа выше 25%.
Таблица 8
Фазовый состав железистых кварцитов Анновского месторождения
Пачка	Содержание, %				
	Железо растворимое	Закись железа растворимого	Железо магнетитовое	Железо сидеритач- +силикатов	Железо гемати- та Ч-гидрогемати- та
Лежачая	36,1	15,3	27,5	2,8	5,3
Висячая	17—26,2	11,5-14,1	8,4—18,8	5,1—6,1	2,7-2,9
26
В верхней части месторождения развита кора выветривания.
Среднее содержание железа в кондиционной части лежачей пач-
ки 38,73% (кондиционных руд 88%), в кондиционной части висячей
пачки 32,79 % ( кондиционных руд 10%). В неокисленных квар-
цитах лежачей пачки содержится 27,48% железа в форме магнетита ,
2,88% —железа в форме сидерита и силикатов, 5,31 % железа в
форме гематита и гидроокислов, а во второй подначке висячей
пачки соответственно — 18,79, 4,60 и 2,7%.
Объемный вес неокисленных роговиков 3,1—3,4 г/см3, окислен-
ных 2,76—3,07 г!смъ} крепость по шкале Протодьяконова 12—18.
Балансовые запасы магнетитовых роговиков категорий A + B-J-Cj
составляют 1487 млн. т, С2 — 368 млн. т. Руды Анновского место-
рождения разделяются на две различные по обогатимости разно-
видности: руды лежачей пачки хорошо обогащаются, и труднообо-
гатимые руды висячей пачки.
Кроме магнетитовых кварцитов на месторождении имеются окис-
ленные лимонито-мартито-силикатные с магнетитом роговики, обога-
щение которых может производиться флотацией или обжигмагнитным
методом. Лабораторные и промышленные испытания, проведенные
Механобрчерметом и СевГОКом, магнетитовых кварцитов лежачей
пачки, содержащих 38,8 — 42,4% железа, показали возможность,
получения из них магнитной сепарацией при крупности измельчения
96—97% класса —0,074 мм концентрата с содержанием. 65,1—65,9%
железа, при выходе 35,8—36,7% и извлечением железа 69,1—76,1%
(первые цифры — показатели, полученные при промышленных ис-
пытаниях, вторые *— при лабораторных). Флотацией хвостов маг-
нитной сепарации извлекается 18,8% железа в концентрат низкого-
качества (53,5% железа).
Обогащением неокисленных кварцитов висячей пачки на непре-
рывнодействующей установке магнитного обогащения в институте
Механобрчермет по технологической схеме СевГОКа (три стадии
измельчения, пять стадий обогащения) получены концентраты с со-
держанием от 60,8 до 62,2%. Извлечение железа в концентрат 44,4—
71,4%. При применении пароструйного измельчения во встречных
потоках и крупности измельчения 97,7% класса —0,05 мм содержа-
ние железа в концентрате повысилось до 69%, при выходе концен-
трата 23,3%, извлечении 70,8% железа.
Применение рудно-галечного измельчения позволяет повысить
содержание железа в концентрате на 1—1,5%.
Обратной флотацией концентрата магнитного обогащения, со-
держащего 63,2% железа, получен флотационный концентрат с
содержанием 69,3% железа, выход — 88-,4%, извлечение —
96,8%.
Из кварцитов висячей пачки Восточно-Анновского месторождения,
содержащих 22,9% растворимого железа, магнитным обогащением,
при крупности измельчения 94—96% класса —0,074 мм, получен
концентрат с содержанием 60,9% растворимого железа, выход
концентрата 28%, извлечение железа в концентрат 72,3%.
27
Неокисленные кварциты висячей пачки обладают высокой проч-
ностью: работа разрушения их равна 18—20 кГм/см3 (окисленных
кварцитов — 5—7 кГм/см3). Плотность 3,25 г/см3, пористость 3,1%.
Рудная база Ингулецкого горнообогатительного комбината (ИнГОК)
Рудной базой комбината являются неокисленные железистые
кварциты IV и V железистых горизонтов Ингулецкого участка.
Мощность наносов около 18 м. Кварциты подстилаются гранато-
биотито-хлоритовыми, хлорито-амфиболовыми и хлоритовыми слан-
цами.
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 рогови-
ками (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 лимо-
нито-мартитовыми и магнетито-мартитовыми роговиками, содержащи-
ми в среднем около 32% железа.
V железистый горизонт представлен окисленными гематито-
мартитовыми и неокисленными гематито-магнетитовыми джеспили-
тами.
Запасы неокисленных железистых кварцитов в проектных кон-
турах карьера по категории В -f- Сх составляют 1152 млн. т, балан-
совые запасы — 1450 млн. т.
Из железистых кварцитов Ингулецкого месторождения, содержа-
щих 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 содержа-
нием 65—66% железа. Дальнейшее повышение содержания железа
в концентрате может быть достигнуто удалением обратной флотацией
сростков магнетита с кварцем и слабооруденелыми породами. В ин-
ституте Механобрчермет обратной флотацией магнитного концентра-
та, содержащего 63,1—64,8% железа, в лабораторных условиях
получен концентрат с содержанием 69—70% железа; выход концен-
трата 53,2—68,8% в операции флотации. Более богатые концен-
траты, содержащие 70,5—70,9% железа, при извлечении 81% в опе-
рации флотации, получены Криворожским горнорудным институтом.
28
По предварительным подсчетам флотационная доводка магнитного
концентрата является экономически выгодной.
Химический состав неокисленных кварцитов ИнГОК приведен
в табл. 14.
Петровское месторождение
Петровское месторождение расположено в Кировоградской об-
ласти примерно в 30 км на северо-запад от Кривого Рога и входит
в западную Ингулецкую полосу железистых пород. Железистые
кварциты южной части месторождения представлены магнетитовыми,
магнетитовыми с железной слюдкой, железнослюдково-магнетй-
товыми разновидностями. Магнетито-амфиболовые и магнетито-
хлорито-пироксеновые кварциты наблюдаются в виде оторочки.
Неокисленные магнетитовые кварциты составляют 93% всех
запасов. Содержание железа карбонатного на месторождении 1 —
1,6%. -
Окисленные кварциты составляют 4,5% запасов Южного участка
месторождения, полуокисленные —,2,5% запасов. Общая мощность
интенсивно окисленных кварцитов 19 м, полуокисленных 16,5 м.
Балансовые запасы неокисленных кварцитов месторождения ка-
тегории A-j- B-pCi составляют 227,8 млн. т, по категории-С2 —
50 млн. т.
Испытания обогатимости железистых кварцитов южной части
Петровского месторождения проводились в институте Механобрчер-
мет на пробах, представляющих магнетитовые, гематито-магнетито-
вые и магнетито-гематитовые разности кварцитов, содержащих 34,0,
35,7 и 38,1% железа, 31,5—18,3% железа в форме магнетита,
46,6—43,0% кремнезема.
Испытавшиеся пробы относятся к крупновкрапленным, легко-
обогатимым рудам. Выделение хвостов мокрой магнитной сепарацией
может производиться при крупности измельчения 50% класса
—0,074 мм.
Обогащением магнетитовой руды по двухстадиальной схеме обо-
гащения ЦГОКа с измельчением руды в первой стадии до крупности
50% класса —0,074 мм, во второй —66% класса —0,074 мм для маг-
нетитовой руды, 75% класса —0,074 мм для остальных двух разно-
видностей получены результаты, приведенные в табл. 9.
Таблица 9
Результаты обогащения магнетитовой руды по схеме ЦГОКа
Разновидность руды	Содержание железа, %			Выход концент- рата, %	Извлечение железа в концентрат, %
	В руде	в концен- трате	в хвостах		
Магнетитовая 		34,0	67,6	7,2	47,4	92,8 '
Гематито-магнетитовая . . .	35,7	69,3	18,0	34,6	66,9
Магнетито-гематитовая . .	38,1	70,0	24,8	29,8	54,6
29
Доводка магнетитового концентрата обратной флотацией позво-
ляет повысить содержание железа в концентрате до 71 % и более
и уменьшить содержание кремнезема до 0,2—0,4%.
Флотацией хвостов магнитной сепарации гематито-магнетитовой
и магнетито-гематитовой разностей в лабораторных условиях выход
концентрата доведен до 51,4—55,1%, а извлечение железа в кон-
центрат до 95,3—94,4%. Содержание железа в суммарном магнитно-
флотационном концентрате составляет 63,0—67,7%, кремнезема
5,5-4,7 %.
Концентраты, полученные из кварцитов Петровского месторожде-
ния, пригодны для доменного и сталеплавильного производства
(табл. 10).
Таблица 10
Химический состав концентратов, полученных из кварцитов
Петровского месторождения
Разновидности руды
Содержание, %	Магнетитовая	Гематито-магнетито- вая	Магнетито-гемати- товая
Кеобщ	' 67,6	69,3	70,0
РеООбЩ	26,8	28,2	29,5
Fe2O3	67,8	67,8	67,3
SiO2	4,3	3,4	2,7
А12О3	0,38	0,3	0,2
СаО	0,22	0,1	0,1
MgO	0,08	0,4	0,2
Р2°5	0,09	—	—
S	0,05	0,005	0,006
СаО + MgO SiO2H~A12 Оз	0,06	0,14	0,10
SiO2 А120з	11,3	11,3	13,5
Измельчаемость магнетитовых кварцитов месторождения по
сравнению с рядовой рудой ЦГОКа составляет 0,85, гематито-маг-
нетитовых — 1,2 и магнетито-гематитовых — 1,1; объемный вес
равен соответственно: 3,38; 3,41 и 3,42 з/с№, плотность — 3,42;
3,44 и 3,45 з/сж3, пористость — 1,15; 0,87 и 0,87%.
Чертомлыкское месторождение
Чертомлыкское месторождение расположено в западной части
Никопольского- бассейна.
Железистые породы Чертомлыкского месторождения сложены
железисто-силикатными и силикатными кварцево-магнетитовыми ро-
говиками и кварцево-амфиболовыми сланцами.
Породы с промышленным содержанием валового железа представ-
лены пятью пластами сидерито-силикатно-магнетитовых роговиков
30
и сланцев общей мощностью около 300 м. Вмещающие породы пред-
ставлены хлорито-биотито-кварцевыми, карбонато-тальковыми и ак-
тинолито-тремолитовыми сланцами. Верхняя часть железистых квар-
цитов представлена мартитовыми, гидр огемаТитовыми и лимонито-
выми роговиками.
По минералогическому составу выделяют следующие разновид-
ности пород Чертомлыкской аномалии: хлорито-амфиболо-биотито-
магнетито-сидеритовые, биотито-магнетито-хлорито-сидеритовые (без-
амфиболовые), мартитовые, гидрогематитовые, лимонитовые, без-
рудные и малорудные роговики, железо-силикатные сланцы. Ро-
говики и сланцы незначительно отличаются по содержанию железа.
Рудные слои состоят из агрегатов магнетита, промежутки между ко-
торыми заполнены кварцем, сидеритом, хлоритом, амфиболом и би-
отитом. В железистых породах всегда присутствуют силикаты (преи-
мущественно куммингтонит). Карбонаты представлены главным обра-
зом сидеритом. 10—15% общего объема железистых пород соста-
вляют магнетито-кварцево-амфиболовые сланцы с содержанием
железа 28,4%.
Прогнозные запасы месторождения составляют 1,5 млрд. т.
Объемный вес кварцитов колеблется от 2,83 до 3,1 г/см3, пори-
стость—от 8,8 до 15,5%, крепость кварцитов — от 11 до 16, работа
разрушения — от 11,4 до 19,3 кГм!см3, магнитная восприимчи-
вость — от 9348-10~6 до 16 299 • 10-6 см31г.
Химический и минералогический состав железистых пород Чер-
томлыкского месторождения приведен в табл. И.
Таблица 11
Химический и минералогический состав железистых пород
Чертомлыкского месторождения
Элементы и окислы	Содержа- ние*, %	Элементы и окислы	Содержа- ние*, %	Минералы	Содержа- ние*, %
Реобщ	30,5	СаО	1,8	Магпетит	22,6
SiOa	41,8	MgO	2,6	Сидерит	4,6
А1а03	4,0	р2о5	0,14	Железистые силикаты	8,6
Fe2O3	18,7	S03	0,5	Гематит	0,6
FeO	22,4	СО,	4,8	Пирит	0,3
TiO2 MnO	0,13 0,33	К2о+ Na2O	1,4	Нерудные карбонаты !	Кварц Апатит	2,9 31,0 0,3
* С учетом разубоживания при добыче. ]
В 1958 г. в институте Механобрчермет испытывались две пробы
магнетито-карбонатно-силикатных роговиков и одна проба лимонито-
мартитовых роговиков, в 1962 г.— проба магнетито-карбонатно-
силикатных роговиков. Показатели обогащения руды при конечной
крупности измельчения 95% —0,074 мм и флотационном обогаще-
нии хвостов (по данным ТЭО) приведены в табл. 12.
31
Таблица 12
Показатели обогащения руды Чертомлыкского месторождения
Концентрат	Выход, %	'Содержание железа, %	Извлечение железа, %
Магнитный . ... .	23,4	63,4	51,8
Флотационный . . .	19,4	31,9	22,0
Суммарный ....	42,8	49,0 *	73,8 **
* Пойле прокаливания—58,1%.
** Основность концентрата—0,8.
В 1968 г. были испытаны пять проб руды месторождения. Пробы
содержали от 41,6 до 38,9% кремнезема, от 3,45 до 3,40% глинозема,
от 1,51 до 2,17% окиси кальция, от 2,21 до 1,85% окиси магния,
от 0,159 до 0,124% пятиокиси фосфора, от 0,188—0,120% серы.
- В результате испытаний предложена рациональная схема обога-
щения силикатно-сидерито-магнетитовых кварцитов Чертомлыкско-
го месторождения, которая предусматривает три стадии измельче-
ния до крупности 95% класса—0,074 мм, три стадии (6 приемов)
магнитного обогащения, флотацию хвостов магнитного обогаще-
ния (крупные хвосты измельчаются до — 0,074 мм).
Показатели обогащения: в руде содержалось 30,6—28,4% же-
леза, выход магнитного концентрата 25,4—19,2%, флотационного
33,6—30,5%, суммарного — 56—49,7%; содержание железа в маг-
нитном концентрате 67,3—68,0%, во флотационном — 28,0—31,9%,
в суммарном — 46,6—45,0%, потери при прокаливании концен-
трата 16,2—19,5%, извлечение железа в магнитный концентрат 55,1—
46,1%, во флотационной — 28,8—34,1 %, в суммарный — 86,5—
80,2%.
Магнитный концентрат содержит, %:
FPO6ttl,	SiOa	AljsOa		CaO	MgO		МИО
65,5-68,0	7,1—4,2	0,43-0,33		0,44—0,29	0,11-0,15		0,064—0,103
РзО6	СОг-			Ks0 + Na20 .			П. п. п.	
0,025-0,014	|	0,7-0,44 - Модуль основности 0,073—0,097, Кремневы!			0,26—0,3 модуль 16,5—12,7.			1,06—0,89	
Мариупольское месторождение
Мариупольское месторождение пироксено-магнетитовых кварци-
тов находится' в 20 км к востоку от города Жданова. Руды место-
рождения отличаются крупной вкрапленностью и хорошей обогати-
мостью. На базе месторождения намечается построить Азовский
горнообогатительный комбинат производительностью 10 млн. т
32
в год по сырой руде, снабжающий близлежащие металлургические
заводы имени Ильича и Азовсталь.
На месторождении выделяется несколько крупных участков:
Демьяновский, Первомайский, Северный и Дзержинский и два
участка магнитных аномалий: Юрьевский и Ялтинский.
В геологическом строении Мариупольского месторождения при-
нимают участие метаморфические породы, представленные гнейсами,
пироксенитами, амфиболитами, пегматито-гранитоидными породами,
мраморизованными известняками и пироксено-магнетитовыми квар-
цитами. Метаморфические породы прорваны интрузивными гранитами.
Кристаллические породы покрыты рыхлыми отложениями мощностью
от 5 до 100 м. Продуктивной толщей месторождения являются пиро-
ксено-магнетитовые кварциты.
На Демьяновском участке месторождения, наиболее крупном
и перспективном, по данным предварительной разведки, прослежи-
ваются два железорудных горизонта. Первый железистый горизонт
более мощный и с меньшим количеством гнейсовых прослоев просле-
живается по простиранию по всей залежи (—3,5 км), содержит от
21—23% до 28—32% растворимого железа, от 20 до 26% железа,
связанного с магнетитом (в самой богатой центральной части). Вто-
рой железистый горизонт характеризуется большим количеством
нерудных прослоев (16—25% до 36—70%).
На Демьяновском участке выделяются пироксено-магнетитовые,
двухпироксено-магнетитовые и гранитосодержащие пироксено-маг-
нетитовые разновидности железистых кварцитов. Гранат-магнетит-
пйроксеновая порода по минералогическому составу близка к желе-
зистым кварцитам.
Главный рудный минерал железистых кварцитов Демьянов-
ского участка — магнетит, нерудный — кварц. В незначительном
количестве присутствуют апатит и сульфиды. Вторичные минералы —
актинолит, тремолит, хлорит, тальк, роговая обманка, биотит, кар-
бонаты. Вкрапленность магнетита крупная (до 3—5 мм). Мощность
рудных, смешанных и малорудных слоев 1,4—2 мм.
Химический и минералогический состав кварцитов Демьяновского
участка приведён в табл. 13.
В разведанной северо-восточной части Первомайского участка
выделяют две рудные зоны (общая площадь участка 5 км2). Первая
зона состоит из четырех пластов пироксено-магнетитовых кварци-
тов мощностью 5, 10, 17 и 10 м. Вторая зона представлена двумя
пластами пироксено-магнетитовых кварцитов и содержит меньшее
число гнейсовых прослоек (менее 5%). По составу кварциты Перво-
майского и Демьяновского участков близки. На том и другом отме-
чается повышенное содержание двуокиси титана.
Рудная зона Дзержинского участка, на основании данных по-
исковых работ, простирается до 2,2 км. Мощность рудной зоны ко-
леблется от 15 до 62 м. Мощность малорудных и безрудных пород
достигает 40—50% рудной зоны. Мощность коры выветривания кри-
сталлических пород 5—7 м.
3 Заказ 478
33
Таблица 13
Химический и минералогический состав кварцитов Демьяновского участка
Мариупольского месторождения, испытывавшихся в институте Механобрчермет
Э темонты и окиелы	Содержание, о/ /0		Элементы и окиелы	Содержание, о/ /0		Минералы	Содержание, %	
	проба 5	проба 6		проба 5	проба 6		проба 5	проба 6
Fe06m	33,7	31,1	MgO	1,87	2,81	Магнетит	40,2	37,4
®раств	31,1	28,5	со2	0,23	0,18	Силикаты	25,1	24,5 
1?еОобщ FeOpacTB	17,1 13,9	16,1 13,0	Р2О5 S	0,114 0,14	0,123 0,15	Полевые шпаты	5,8	7,7
емагнет РегОз	29,1 29,2	27,0 26,6	Na2O	0,23	0,42	Кальцит Кварц	0,5 27,6	0,4 29,4
SiO2 AI2O3 СаО	44,4 1,60 2,95	46,8 2,10 3,00	К2О П. п. п.	0,32 0,87	0,63 0,89	Апатит	0,3	0,3
На северном участке выделяют две залежи: первая, протяжен-
ностью 3 км, состоит из четырех рудных пластов пироксено-магне-
титовых кварцитов, перемежающихся пластами амфиболо-пироксе-
новых гнейсов и магматитов мощностью 10—20 м. Вторая залежь
протяженностью 2 км состоит из двух рудных пластов.
Балансовые запасы Мариупольского месторождения по катего-
риям А + В4-Сх составляют 309 млн. т.
Пироксено-магнетитовые кварциты имеют крепость около 20
по шкале Протодьяконова, влажность руды — 3%.
Исследования железистых кварцитов Мариупольского место-
рождения проводились институтами Донбассцветметом, Механобрчер-
метом и Всесоюзным институтом минерального сырья (г. Симферо-
поль). Исследования имели предварительный характер.
По минералогическому составу и текстурно-структурным осо-
бенностям испытывавшиеся керновые, пробы железистых кварцитов
обоих участков месторождения — Демьяновского и Первомайского —
близки и представлены в основном тонко- и неяснополосчатыми,
реже массивными пироксено-магнетитовыми разностями. В подчи-
ненном количестве встречаются амфиболо-пироксено-магнетитовые,
гранато-пироксено-магнетитовые и магнетито-пироксеновые квар-
циты.
На месторождении кроме железной руды встречаются графит-
содержащие гнейсы, из которых по предварительным данным может
быть получен графитовый концентрат с содержанием 80% углерода.
По содержанию железа керновые пробы (14 проб) можно разде-
лить на обычные железистые кварциты и оруденелые породы, кото-
рые содержат, %:
34
	Fe	S1O2	А120з	СаО	MgO	РаО5	S
Железис- тые кварциты Породы	32,3—36,7 11,7-17,1	40,7—45,6 43,4-53,7	0,9-1,8 5,3-9,4	2,3—4,0 6,4-8,3	1,8-3,7 5,4-9,7	0,087—0,24	0,046—0,45
Содержание магнетита изменяется от 32,4 до 47% в пробах желези-
стых кварцитов, от 3,6 до 16,4% во вмещающих породах.
В керновых пробах отсутствуют гнейсы, которые имеются на ме-
сторождении в значительном количестве, поэтому содержание общего
и магнитного железа в них, а следовательно, и показатели обогаще-
ния, несколько завышены.
Испытания обогатимости показали возможность выделения из
руды крупностью 25—0 мм хвостов, содержащих 12% железа, в ко-
личестве 8—25% в зависимости от содержания гнейсов. Мокрой
магнитной сепарацией хвосты выделяются при крупности 10—
26% класса —0,074 мм и меньшей. Выделение концентратов с со-
держанием 65% железа возможно при крупности измельчения 50%
класса — 0,074 мм и для некоторых проб 70% класса —0,074 мм. При
снижении крупности руды до 85% класса —0,074 мм содержание
железа в7 концентрате повышается до 67—68%.
Опытное обогащение производилось по трехстадиальной схеме
измельчения при крупности измельчения в первой стадии 10—15%,
во второй— 51,2-5994 и в третьей — 93—96% класса — 0,074 мм.
Во второй стадии обогащения выделяется 36—49,8% концентрата
с содержанием 64,3—66,4% железа и извлечением 86,4—94,1%,
а из оруденелых пород в среднем 8,6% концентрата с содержанием
62,8—65,3% железа. В третьей стадии обогащения содержание же-
леза в концентрате повышает до 67—70,8%. Извлечение магнети-
тового железа в концентрат составляет 96—98%. Хвосты предста-
влены в основном кварцем и силикатами, железа в форме магнетита
в них содержится 0,9—2,2%.
Рудногалечное измельчение повышает содержание железа в
концентрате на 1,3%; при крупности измельчения 53% класса
—0,074 мм получен концентрат с содержанием 66,5% железа.
Сухой магнитной сепарацией на многополюсном быстроходном
сепараторе 11KL4 из руды крупностью 52,4% класса —0,074 мм
получен концентрат с содержанием 69,7% железа, 1,5—2% кремне-
зема. На обычных барабанных магнитных сепараторах из той же
руды крупностью 50,9% класса —0,074 мм получен концентрат с
содержанием 65,2% железа. Сочетание сухого измельчения в мель-
ницах типа «Аэрофол» с сухой сепарацией в бегущем магнитном поле
является перспективным для руд Мариупольского месторождения,
где испытывается недостаток воды.
Обратной флотацией концентрата с содержанием железа 69,1%
получен концентрат, содержащий 71—71,2% железа и 0,36—0,3%
3*
35
Таблица 14
w
05
Химический состав железных руд Криворожских горнообогатительных комбинатов
		НКГОК			ЦГОК								
					1-й желе- зистый горизонт	, 2-й железистый горизонт			4-й железистый горизонт		СевГОК	ИнГОК (неокис- ленные кварциты)	Петров- ское месторож- дение
Элементы и соединения	ЮГ0К	карьер № 1	карьер № 3	сред- нее	неокис- ленные	неокис- ленные	полу- окислен- ные	неокис- ленные	неокис-	полу- окислен- ные	(Перво- майское месторож- дение)		
					Основная толща			Переход- ная толща	ленные				
	Содержание, %												
Feo6n, FepacT FeOpacT Fe20s SiO2 A12O3 p2o8 so3 CaO MgO C02 П. n. n.	35,7 35,7 16,2 33,09 38,21 1,45 0,126 0,152 1,58 2,73 5,93	33,0 32,6 19,0 25,4 35,1 1,5 0,12 0,07 1,9 4,3 9,0 10,4	38,1 36,06 16,9 34,1 41,6 0,56 0,08 0,06 0,54 2,37 1,85 2,45	37,3 35,6 17,2 32,7 40,6 0,7 0,09 0,06 0,75 2,7 2,95 3,7	28,97 28,80 22,10 18,36 40,89 3,49 0,36 0,26 0,31 2,16 6,37	34,82 34,47 18,47 31,93 40,95 1,44 0,32 0,15 0,68 1,34 4,64	37,59 36,24 4,62 40,60 46,31 0,83 0,34 0,11 0,24 0,30 1,12	27,19 26,25 20,73 14,35 50,71 2,49 0,27 0,29 0,88 1,82 6,35	33,98 33,59 18,96 26,05 45,0 1,04 0,08 0,23 0,40 1,32 5,79	30,82 30,17 7.68 42,28 47,48 0,42 0,12 0,07 0,13 0,33 0,86	35,8 35,7 15,4 34,1 10,2 1,2 0,07 0,35 1,5 3,0	34,29 31,29 15,61 30,98 40,41 1,85 0,28 0,35 1,51 2,23 2,71 9,08	32,8 30,8 13,9 29,5 49,3 1,0 0,14 2,28 1,3 0,18 0,63
Фазовый анализ
^емагнет	28,85	минералогический состав см. табл. 6	—	27,02	—	11,37	22,89	12,39	28,5	25,7	28,8
^егемат и гидроок	3,57		—	2,61	—	3,54	3,92	18,53	4,0	2,66	1,3
^карбон и силик	3,28		—	5,80*	—	11,74**	6,76***	Q yg****	3,3	4,35	0,7
* Силикатного железа 5,78%.
** Силикатного железа 2,47%.
*** Силикатного железа 1,89%.
**** Силикатного железа 0,68%.
кремнезема. Расход реагентов на флотацию: сырого таллового масла
0,5—0,6 кг!т, едкого натра 0,75 кг/т, барды 0,75 кг/тп.
В концентратах, содержащих 67,1 и 70,5% железа, содержание
окислов и элементов следующие: 2,88—1,16% SiO2, 0,8—
0,2%А12О3, 0,4-0,1% СаО, 0,7-0,05% MgO, 0,027% Р2О6, 0,26—
0,075% S, 0,087-0,048% МпО, 1,2-0,2% ТЮ2.
Концентраты из мариупольских кварцитов могут быть исполь-
зованы для доменной плавки, но более целесообразно их применять
для мартеновской и конверторной плавки (в виде агломерата или
металлизованных окатышей), а наиболее богатые, содержащие 0,3—
0,36% SiO2, для порошковой металлургии.
Себестоимость концентратов из руд Мариупольского месторожде-
ния по предварительным расчетам франко-завод имени Ильича
с содержанием 65% железа на 41 коп., а с содержанием 67—69%
железа на 81 коп. дешевле криворожских концентратов того же
качества.
Объемный вес железистых кварцитов 3,41—3,68 г/с№, орудене-
лых пород — 2,8—3,22 г/см3. Плотность железистых кварцитов
3,65—3,96 з/см3, оруденелых пород — 3,08—3,30 з!см3. Пористость
железистых кварцитов 5,15—8,8%, оруденелых пород —0,09—
9,96%.
Удельная магнитная восприимчивость железистых кварцитов
21 652—30 000-10-6 см3/г, оруденелых пород — 1788—10 793 X
X Ю~в см3!г. Работа разрушения колеблется от 4 до 7,8 кГм!см3
(руда ЮГОКа 14,1—29,9 в/'м/см3), однако измельчаемость кварци-
тов в силу большой крепости вмешающих пород составляет при из-
мельчении до 70% —0,074 мм 0,6—0,7 измельчаемое™ руды теку-
щей добычи ЮГОКа.
Химический состав железных руд Криворожских горнообогати-
тельных комбинатов приведен в табл. 14.
§ 2.	МЕСТОРОЖДЕНИЯ КУРСКОЙ МАГНИТНОЙ АНОМАЛИИ
Железорудный бассейн Курской магнитной аномалии (КМА)
является одним из крупнейших в мире.
Полоса магнитных аномалий КМА шириной от 40 до 250 км,
протяженностью более 850 км простирается по территории Белго-
родской, Курской, Орловской, . Воронежской и других областей
европейской части СССР, являясь частью обширного Русского желе-
зорудного бассейна. К этому бассейну относятся: Криворожско-
Кременчугский,1 КМА, Белорусский, Прибалтийский, Карельский
и Кольский железорудные бассейны [18].
Железистые кварциты КМА залегают среди докембрийских кри-
сталлических осадочно-метаморфических сланцев. Эти породы разде-
ляются на три отдела: верхний (кроющие породы), средний (рудо-
носная толща) и нижний (подстилающие породы). Верхний отдел
представлен, в основном, известково-сланцевой толщей, средний —
37
железистыми кварцитами, нижний — сланцево-гнейсовой и мар-
матитовой толщей.
В рудоносной толще выделяются: железистые кварциты несколь-
ких минералогических разновидностей; породы роговообманковые,
роговообманково- и хлорито-магнетитовые, хлоритово-роговообман-
ковые с магнетитом и без него, роговообманково-гранатовые; реже
гнейсы, сланец, известняк и гранит. Кристаллические сланцы и
безрудные кварциты присутствуют в виде прослоев или слоев неболь-
шой мощности. Переход железистых кварцитов в покрывающие и
подстилающие породы постепенный.
Среди железистых кварцитов в бассейне КМА наиболее распро-
странены магнетитовые.
Железорудные минералы представлены: магнетитом и гематитом
(железный блеск и тонкодисперсный гематит), реже мушкетовитом.
В окисленных и выветрелых железистых кварцитах присутствуют:
мартит, гидрогематит, гетит и гидрогетит. Главный нерудный ми-
нерал — кварц и иногда хлорит. Второстепенные минералы: пирит,
пирротин, куммингтонит, биотит, эгирин, доломит, кальцит, щелоч-
ные амфиболы, серицит и тальк.
Содержание железа в железистых кварцитах КМА колеблется
от 13 до 40 и реже до 45%. Среднее содержание железа в рудных
участках 33—39%.
Железистые кварциты КМА делятся по степени окисления и вы-
ветривания на три зоны (снизу вверх): неокисленные и неизменен-
ные кварциты, окисленные и частично дезинтегрированные (ниж-
няя зона коры выветривания), богатые железные руды верхней
зоны коры выветривания железистых кварцитов.
По преобладанию главнейших железорудных минералов неокис-
ленные железистые кварциты делятся на два основных типа: магне-
титовые и гематитовые (железнослюдковые). Кроме того, имеются
смешанные магнетито-гематитовые и гематито-магнетитовые типы
железистых кварцитов.
По наличию безрудных кварцевых и силикатных прослойков
различают железистые кварциты с кварцевыми и с силикатными
прослойками.
По содержанию минералов примесей выделяют несколько раз-
новидностей вышеуказанных четырех типов железистых кварцитов:
карбонатные, тремолитовые, актинолитовые, щелочно-амфиболовые
и другие.
По текстурным признакам различают тонко- и микрополосчатые
(ширина полос от долей мм, до 2 мм), среднеполосчатые (2—5 мм),
широкополосчатые (0,5—2 см) и разнополосчатые, а по структурным
признакам — равномернозернистые, неравномернозернистые, тонко-
зернистые, среднезернистые, со структурами замещения.
Запасы железных руд только в Белгородской области прибли-
женно исчисляются в 23 млрд. т.
Лебединское месторождение
Лебединское месторождение богатых железных руд и желези-
стых кварцитов расположено в центральной части Старооскольского
узла магнитных аномалий, в Губкинском районе Белгородской
области. Железистые кварциты залегают непосредственно под бо-
гатыми рудами. На месторождении выделяются два промышленных
железорудных участка: Центральный и Южно-Лебединский и один
непромышленный — Сретенский.
По минералогическому составу различают четыре разновид-
ности неокисленных железистых кварцитов: амфиболо- и щелочно-ам-
фиболо-магнетитовые, составляющие около 50% объема всех желе-
зистых кварцитов; куммингтонито-магнетитовые — 29%; щелочно-
амфиболо-магнетитовые с железной слюдкой—9%; карбонатно-магне-
титовые — 12%. Магнетит, кварц, щелочные амфиболы являются
основными породообразующими минералами железистых-кварцитов.
Второстепенные минералы — гематит, мартит, карбонат, биотит
хлорит и полевые шпаты.
Размер зерен магнетита колеблется в пределах 0,03—0,3 мм,
агрегатов магнетита — 0,18—1,0 мм.
Коэффициент крепости неокисленных кварцитов по шкале Про-
тодьяконова 16—20, объемный вес 3,4 г/см3, влажность добытой
руды 3%.
Запасы неокисленных кварцитов на центральном участке (руд-
ная база Лебединского ГОКа) в контуре карьера первой очереди —
903 млн. т, полуокисленных — 29 млн. т, окисленных — 41 млн. т.
В контуре карьера второй очереди запасы неокисленных кварцитов —
1400 млн. т. Балансовые запасы категорий A-pB-J-Ci составляют
2477 млн. т, С2 — 487 млн. т.
Железистые кварциты Лебединского месторождения как объект
обогащения разделяются на неокисленные, окисленные, полуокис-
ленные и смешанные. Неокисленные железистые кварциты не со-
держат или содержат очень мало вторичных железных минералов
(мартит, гидрогематит) и очень мало гематита, преобладает магнетит.
Магнитной сепарацией в поле напряженностью 1000 э из них выде-
ляется до 45% и более магнитной фракции. В окисленных рудах
магнетит и гематит подверглись почти полному окислению, а в полу-
окисленных — частичному. Смесь неокисленных кварцитов с окис-
ленными и полуокисленными, образовавшуюся при добыче руды,
принято называть смешанными кварцитами. Лебединские кварциты
отличаются более крупной вкрапленностью магнетита по сравнению
с кварцитами Михайловского месторождения КМА и Кривого Рога.
В результате лабораторных испытаний обогатимости трех
представительных проб неокисленных кварцитов, проведенных
институтом НИИКМА [19] по двухстадиальной схеме обогащения
с измельчением в первой стадии до крупности 95% класса —0,5 мм
и во второй — 95% класса —0,074 мм, было установлено,
что при содержании в руде 36,10, 33,61 и 34,08% железа,
39
выход концентрата составил 47,08%, 44,36% и 44,54%, содержание
в концентрате — 67,02%, 65,54% и 68,70% железа, извлечение же-
леза в концентрат — 87,40%, 86,50% и 89,79%.
Лабораторными испытаниями, проведенными НИИКМА [20] на
пробе, составленной из смеси неокисленных железистых кварцитов
различных минералогических типов и характеризующей железо-
рудную толщу Северо-Лебединского месторождения, из руды, содер-
жащей 34,9% железа, получено 45,6% концентрата с содержанием
67,2% железа, в который извлекается 87,8% железа. Концентрат
содержит 28,4% FeO, 4,7% SiO2, 0,60% А12О3, 0,8% СаО + MgO,
0,3% S, 0,01% P2OS, п. и. п.— 0,10%.
В 1965 г. Механобрчерметом и НИИКМА проведены промышлен-
ные испытания неокисленных железистых кварцитов, содержащих
34,1% железа, на фабрике № 1 комбината КМАруда. По двухстади-
альной схеме измельчения с тремя стадиями обогащения при конеч-
ной крупности измельчения —0,074 мм получено 40,9% от исходной
руды концентрата с содержанием 68,1 % железа и извлечением 80,1 %.
Хвосты содержали 11,8% железа.
В 1966 г. теми же институтами проведены промышленные испыта-
ния Лебединских кварцитов на опытной секции бесшарового измель-
чения НКГОКа (табл. 15).
Таблица 15
Результаты обогащения Лебединских кварцитов
Содержание
железа, %
Крупность измельче-
ния, %
Схемы
измельчения
и
обогащения
ю
о
7
«ё
“ к
S и
Двухста- диальная	116,0	37,2	34,2 34,0	68,5
Трехста- диальная	119,5	34,8		69,2
				
74,5	98,8	91,6
70,7	98,9	95,2
По сравнению с шаровым измельчением, полученные концентраты
имели более высокое содержание железа, но извлечение оказалось
низким.
Для обогащения смешанных кварцитов НИИКМА рекомендует
магнитно-флотационную либо гравитационно-магнитно-флотацион-
ную схему. Последняя обеспечивает выделение свободных зерен
мартита и магнетита на винтовых сепараторах, что уменьшает влияние
колебаний в вещественном составе исходной руды. Магнитно-флота-
ционным обогащением из руды, содержащей 37,26% железа, полу-
чены результаты, приведенные в табл. 16.
40
Таблица 16
Результаты обогащения руды по магнитно-флотационной схеме
Продукт	Выход, %	Содержание железа, %	Извлечение железа, %
Магнитный концентрат 		36,89	66,62	66,00
Флотационный концентрат 		12,10	53,15	17,40
Суммарный концентрат 		48,99	63,30	83,40
Общие хвосты 		51,01	12,00	16,60
Михайловское месторождение
Михайловское месторождение богатых железных руд и железистых
кварцитов расположено на территории Курской области, в Курско-
Орловском районе КМА. Месторождение имеет огромные запасы
неокисленных и окисленных железистых кварцитов.
В геологическом строении месторождения участвуют два комп-
лекса горных пород: толща покрывающих осадочных песчано-гли-
нистых и карбонатных пород и толща докембрийских метаморфи-
ческих пород [21].
Толща осадочных пород представлена глинисто-песчаными, из-
вестково-глинистыми, каолино-песчаными породами, полосчатыми
плотными глинами, мелкозернистыми песками, песчанистыми и
мергелистыми глинами, меловыми отложениями, суглинками. Сум-
марная мощность осадочных пород колеблется от 25 до 180 м,
составляя в среднем 90 м.
Докембрийские метаморфизованные породы составляют два струк-
турных яруса: древний, сложенный гнейсами и древними песча-
никами, и верхний, в котором, в свою очередь, имеются две серии:
нижняя, представленная зеленокаменными породами, и верхняя с
тремя свитами: нижней—песчанико-сланцевой, средней — железоруд-
ной или продуктивной и верхней — сланцево-эффузивной.
В продуктивной железорудной свите на Веретенинском участке
месторождения выделяются пять горизонтов (снизу вверх): первый,
сложенный безрудными кварцитами, мощностью около 6 .и; второй,
представленный магнетитовыми пиритизированными железистыми
кварцитами (мощность 150—180 м); третий горизонт — железно-
слюдково-магнетитовых кварцитов (мощность 600—700 м), четвер-
тый, сложенный чередующимися магнетитовыми и железно-слюдково-
магнетитовыми кварцитами (мощность до 200 м), и пятый горизонт
железистых кварцитов мощностью до 1100—1200 .и на Веретенинском
участке и 200—400 м на других участках Михайловского месторо-
ждения.
В толще железистых кварцитов в результате выветривания обра-
зовались следующие зоны: богатых железных руд (верхняя зона
коры выветривания), окисленных железных руд (нижняя зона
коры выветривания), неокисленных железистых кварцитов. Гипсо-
41
метрическое положение зон непостоянно и колеблется в широких
пределах. Зона богатых руд имеет мощность от 5 до 30 м, иногда
50—80 м. Зона окисленных железистых кварцитов имеет весьма
непостоянную мощность от 0 до 250 м.
По минеральному составу и генезису различают три группы
железных руд месторождения: осадочно-метаморфические бедные
железные руды (железистые кварциты), гипергенные остаточные
богатые железные руды (кора выветривания железистых кварци-
тов), гипогенные (гидротермальные) богатые железные руды, мало-
распространенные на месторождении.
Железистые кварциты по степени окисления разделяют на окис-
ленные и неокисленные. Неокисленные железистые кварциты по пре-
обладанию магнетита или гематита подразделяют на магнетитовые,
гематитовые, железнослюдково-магнетитовые и безрудные.
В магнетитовых железистых кварцитах имеется 6—8% гематита,
а в гематитовых — 1—2% магнетита.
По содержанию силикатных минералов среди магнетитовых и
железнослюдково-магнетитовых кварцитов различают железистые
кварциты со слюдами, со слюдами и эгирином, с эгирином (или без
него) и с щелочными амфиболами. Магнетитовые железистые квар-
циты располагаются по западному контакту и в дентальных участках
Михайловского месторождения. Главные породообразующие мине-
ралы: магнетит, пирит, кварц, эгирин, зеленая слюда, карбонаты.
Магнетитовые железистые кварциты характеризуются тонкозер-
нистостыо. Размер зерен магнетита (средний) 0,025 X 0,025 мм, агрега-
тов зерен — 0,055 X 0,079 мм до 0,806 X 1,106 мм. Размер зерен
кварца средний — 0,036 X 0,072 мм.
Железнослюдково-магнетитовые кварциты преобладают над дру-
гими типами железистых кварцитов. Основными минералами их
являются: магнетит, гематит, кварц, зеленая слюда, эгирин и кар-
бонаты (анкерит), второстепенными — щелочные амфиболы и био-
тит, акцессорными — пирит и апатит. Они также характеризуются
тонкозернистостью (средние величины): магнетит—0,041 X 0,068 мм,.
гематит — 0,063 X 0,213 мм, кварц — 0,033 X 0,065 мм, карбона-
ты — 0,042 X 0,068 мм.
В контуре карьера в неокисленных железистых кварцитах содер-
жится 40% магнетита, 12% гематита, 34% кварца, 10% силикатов,
2% железистых карбонатов.
Среднее содержание железа в карьере для неокисленных железис-
тых кварцитов с учетом разубоживания 39,38%, железа раствори-
мого - 37,75%.
Объемный вес железистых кварцитов 3,4—4,10 г/сл3 (средний
для всех кварцитов 3,76 а/с.и3). Влажность неокисленных кварцитов
3%, окисленных — 5%. Коэффициент крепости неокисленных квар-
цитов 18—20 по шкале Протодьяконова, окисленных —8—15. Удель-
ная магнитная восприимчивость магнетитовых железистых квар-
цитов 82 880-10~6 см9!г, железнослюдково-магнетитовых — 79 268 X
X 10"6 см3!г.
42
Запасы магнетитовых железистых кварцитов категорий А + В4~СХ
составляют 2,4 млрд, тп, С2 — 4,3 млрд, т, окисленных соответственно
1,3 и 1,3 млрд. т. Общие запасы железистых кварцитов более
20 млрд. т.
Михайловские кварциты отличаются весьма тонкой вкраплен-
ностью главных рудных и нерудных минералов: преобладающая
крупность зерен магнетита —0,02 —0,03 мм, гематита —0,04 мм,
кварца 0,03—0,06 мм. Для получения богатых железных концетра-
тов с содержанием железа 65—66% необходимо измельчать руду до
крупности — 44 мк. Однако ввиду наличия крупных выделений
породы, отвальные хвосты могут выделяться, начиная с крупности
—2—3 мм.
Неокисленные гематито-магнетитовые железистые кварциты со-
держат около 35% магнетита, значительное количество гематита
(10—15%) и по ~ 1 % гидроокислов железа и сидерита. Средний
химический состав их: 39,4% Ееобщ, 12,8% FeO,42,3% Fe2O3, 38,6%
SiO2, 0,34% А12О3, 1,3% CaO, 1,26% MgO,0,ll% SO3, 0,10% P2O5,
0,99% щелочи, 2,14% n. n. n.
Испытания обогатимости неокисленных железистых кварцитов
проводились в институтах Механобр, Механобрчермет и НИИКМА.
Магнетитовый концентрат выделялся мокрой магнитной сепарацией
на сепараторах для сильномагнитных руд, а обогащение хвостов
магнитной сепарации производилось флотацией, магнитной сепара-
цией в поле высокой напряженности и гравитационными методами
[22, 23, 24, 25].
Магнитным обогащением при трех стадиях измельчения до круп-
ности 26% класса —0,08 мм, 67% класса —0,08 мм и 97% класса
—0,044 мм и четырех стадиях обогащения из, руды, содержащей
39,1% железа, получен концентрат с содержанием 65,6% железа,
выход концентрата 34,2%, извлечение железа в концентрат 57,4%,
содержание железа в хвостах 25,4%.
В промышленных испытаниях, проводившихся на VI секции
НКГОКа по той же схеме, получен концентрат с содержанием 62,8%
железа, при выходе концентрата 38,7% и извлечении железа 67,5%.
Производительность секции по руде 143,7 т/ч. На опытной секции
самоизмельчения НКГОКа получен концентрат с содержанием 64%
железа, выход концентрата 35,4%, извлечение железа в концентрат
61%. Производительность секции по руде 53,8 т/ч.
Хвосты магнитного обогащения, в которых железо представлено
преимущественно слабомагнитными железными минералами, обо-
гащались флотацией, магнитной сепарацией в поле высокой напря-
женности с последующей доводкой магнитного продукта флотацией
или на концентрационных столах и винтовых сепараторах. Суммар-
ные результаты обогащения руды по двум схемам: магнитно-фло-
тационной и магнитно-магнитно-флотационной следующие: выход
концентрата 45,15—46,54%, содержание железа в концентрате 63,4—
64,2%, извлечение железа в концентрат 81,3—76,4%. В качестве
собирателей при флотационном обогащении хвостов применялись
43
талловое масло, пиролизат (тяжелая фракция пиролизата древесных
смол), легкие масла, в качестве депрессоров и регуляторов — барда
сульфитных щелоков в известково-содовой среде, жидкое стекло
с сернокислым алюминием.
Себестоимость концентратов магнитно-флотационного обогаще-
ния, в зависимости от применяемых реагентов, составляет 6,97—
7,80 руб!т, магнитно-магнитно-флотационного 7,35—7,42 руб!т при
отпускной цене в первом случае 6,971—6,76 руб!т, во втором—
6,64—7,50 руб!т.
Доводка магнитного концентрата для получения из него мало-
кремнеземистых концентратов производилась обратной флотацией
с применением анионных и катионных собирателей. Полученный
концентрат содержит 69,76% железа и 2,9% кремнезема (табл. 17).
Таблица 17
Химические анализы концентратов обогащения
михайловских кварцитов
Элементы и окислы	Магнетитовый концентрат	Высококаче- ственный кон- центрат	Концентрат обога- щения хвостов магнитной сепарации
	Содержание, %		
Fe	66,6	69,76	60,39
FeO	27,3	27,4	' 2,71
CaO	0,20	0,29	0,83
MgO	0,30	0,37	0,70
SiO2	5,9	2,9	9,32
A12O3	0,30	0,44	0,20
MnO	0,029	0,079	—
s	0,06	0,016	—.
p	0,05	0,01	—
П. n. n.	0,39	—	2,87
Неокисленные железистые кварциты Михайловского месторожде-
ния обладают высокой прочностью: крепость их по шкале Протодья-
конова 17—18, удельная работа разрушения 21,3 кГм1см3, измель-
чаемость по сравнению с рядовой рудой ЮГОКа 0,68—0,78.
Коробковское месторождение
Коробковское месторождение богатых руд и железистых кварци-
тов расположено в Старооскольском районе Белгородской области.
На месторождении выделяются карбонатно-магнетитовые, куммин-
гтонито-магнетитовые, тремолито-магнетитовые и железно-слюдково-
магнетитовые кварциты. Лучшими по качеству и наиболее распро-
страненными являются карбонатно-магнетитовые (54% запасов)
и железнослюдково-магнетитовые (27% запасов) кварциты. Содер-
жание железа в кварцитах колеблется от 25 до 40%, железа в форме
44
магнетита — от 20 до 32%. По химическому составу и физическим
свойствам железистые кварциты Коробковского месторождения
близки к рудам Лебединского и Стойленского месторождений. Кре-
пость кварцитов по шкале Протодьяконова 14—20, объемный вес —
3,75 а/сл3, влажность добытых кварцитов 1—3%.
Балансовые запасы неокисленных железистых кварцитов по ка-
тегориям В + Gj — 758 млн. т, по категории С2 — 7,6 млн. т.
Испытания обогатимости железистых кварцитов Южно-Коробков-
ского месторождения, имеющие целью улучшение качества концен-
трата, проводились институтами Механобр, НИИКМА и др.
В 1963 г. на фабрике № 1 были проведены промышленные испыта-
ния технологической схемы глубокого обогащения железистых квар-
цитов Южно-Коробковского месторождения, включающей три ста-
дии измельчения руды до крупности 0,8—0, 0,1—0 (86—90%
—0,074 мм) и 0,053 мм (95% — 0,053 мм) и три стадии мокрой маг-
нитной сепарации.
По этой схеме получено 40,4% концентрата с содержанием 68,5% Fe
и извлечением 81,9%. Концентрат содержал: 68,5—69,0% Feo6n,,
29,6% FeO, 3,0% SiO2, 0,2% А12О3, 0,6% СаО, 0,5% MgO, 0,04% S,
0,02% Р, модуль основности 0,34, кремневый модуль 15.
Стойленское месторождение
Стойленское месторождение богатых железных руд и железистых
кварцитов расположено в Старооскольском районе Белгородской
области.
Железистые кйарциты залегают непосредственно под богатыми
рудами. По степени окисления железистые кварциты делятся на
окисленные, полуокисленные и неокисленные. Основная часть за-
пасов представлена неокисленными кварцитами. По минеральному
составу различают разновидности неокисленных кварцитов: магне-
титовые, силикатно-магнетитовые, железнослюдково-магнетитовые,
слаборудные. Магнетитовые и силикатно-магнетитовые кварциты
составляют 84,6% всех неокисленных кварцитов. Все разновидности
кварцитов карбонатизированы.
Железистые кварциты представляют собой твердые, мелкозерни-
стые породы полосчатого строения вследствие чередования слоев
кварцита и магнетита и реже железной слюдки, силикатов и карбо-
натов. Различают тонкозернистые, мелкозернистые и среднезер-
нистые кварциты.
В полуокисленных кварцитах меньшая часть магнетита замещена
мартитом.
Крепость кварцитов по шкале Протодьяконова 12—16, влажность
3%, объемный вес в массиве 3,46 г/сл3.
Запасы неокисленных и полуокисленных кварцитов по катего-
риям В Cj составляет 1622 млн. тп, С2 — 178 млн. т.
Исследования на обогатимость железистых кварцитов Стой-
ленского месторождения производились институтом НИИКМА. Для
45
обогащения неокисленных кварцитов рекомендовано мокрое маг-
нитное обогащение, которое обеспечивает получение железных
концентратов с содержанием 65—67% железа при крупности из-
мельчения в последней стадии обогащения 95—98% класса
—0,074 мм.
Обогащение полуокисленных кварцитов рекомендуется произ-
водить магнитной сепарацией в поле низкой напряженности (выде-
ляется магнетитовый концентрат) и в поле высокой напряженности
(выделяются хвосты) и флотационным обогащением промпродукта
с выделением готового концентрата и хвостов.
Институтом Механобрчермет проведены полупромышленные ис-
пытания обогатимости Стойленских железистых кварцитов с приме-
нением бесшарового измельчения. В испытаниях применялись
двух- и трехстадиальная схемы измельчения. Получены следующие
результаты: выход концентрата 43,3—40,9% с содержанием 65,2—
69,4% железа, извлечение железа в концентрат 83,6—82,5% (пер-
вая цифра относится к двухстадиальной схеме измельчения, вторая —
к трехстадиальной).
На основании проведенных исследований разработана технологи-
ческая схема обогащения неокисленных железистых кварцитов с при-
менением рудного самоизмельчения и рудно-галечного измельче-
ния до конечной крупности 98% класса —0,074 мм с выдачей кон-
центрата, содержащего 66% железа, выход концентрата составляет
40%, извлечение железа — 77%.
Чернянское месторождение
Чернянское месторождение богатых железных руд и железис-
тых кварцитов расположено в Новооскольском районе Белгородской
области. Месторождение приурочено к докембрийским метаморфи-
ческим породам.
Железистые'кварциты, месторождения залегают под богатыми
рудами, образовавшимися в результате выветривания кварцитов.
Железистые кварциты состоят из чередующихся слоев кварца
и магнетита с прослоями железной слюдки, карбонатов и силикатов.
Кварциты характеризуются высокой крепостью и мелкозернистостью.
По минералогическому составу различают пять основных типов
кварцитов: силикатно-магнетитовые (79,4% запасов неокисленных
кварцитов), железнослюдково-магнетитовые (20,6% запасов неокис-
ленных кварцитов), слаборудные, полуокисленные, окисленные. За-
пасы последних трех разновидностей составляют около 7% общих
запасов кварцитов.
Содержание железа, связанного с магнетитом, составляет 26,4%,
связанного с гематитом и силикатами, —4%, с сидеритом и силика-
тами — 2,6%.
Запасы неокисленных железистых кварцитов по всем категориям
составляют 2855,4 млн. т, окисленных и полуокисленных —
220,4 млн. т.
46
Таблица 18
Результаты испытаний обогатимости руды Червинского месторождения
Показатели, %	Магнитное обогащение неокисленных кварцитов			Магнитно- гравитацион- ное обогаще- ние окислен- ных кварцитов	Магнитно- флотационное обогащение окисленных кварцитов
Содержание железа в руде	29,9	32,7	24,0	36,57	36,57
Выход концентрата . . .	31,97	33,58	19,79	41,15	59,05
Содержание железа в кон-					
центрате 		68,18	68,35	64,13	63,29	49,2
Извлечение железа в кон-					
центрате 		72,9	71,1	52,9	71,24	79,77
Таблица 19
Химический и фазовый состав неокисленных железистых кварцитов
Курской магнитной аномалии
Компоненты	Месторождения				
	Лебедин- ское	Михай- ловское	Короб- ковское	Стойлен- ское	Чернян- ское
		Содержание,		%	
^е0бщ	34,35	39,39	33,9	34,46	33,4
трасте .	33,08	—	32,10	32,05	30,86
Fe»O3	34,58	42,25	33,15	31,08	30,88
РеОобщ	13,68	12,76	13,65	16,33	15,4
^еОмагн	10,49	—	—	29,1	
SiO2	42,02	38,64	43,2	41,67	36,95
Al20g	1,36	0,34	1,50	1,67	1,20
TiO2	0,15	0,07	0,09	0,08	0,71
Р2Об	0,20	0,10	0,14	0,15	0,25
so»	0,29	0,11	0,26	0,34	0,47
СаО	1,79	1,30	2,40	1,87	3,43
MgO	2,58	1,26	2,50	2,60	4,29
МпО	—	0,04	0,04			
Щелочи	—	0,99	0,47	—	—
П. и. и.	2,89	2,14	2,60	3,15	2,98
Фазовы		й с о с т	а в		
^магнетита	28,0	21,5	26,5	26,62	26,4
^емартита	1,50	—	—	——	—
^гематита и гидроокислов	2,48	1,52	—	2,96*	4,4
^сидерита и силикатов	2,37	2,7	—	. 4,88	2,6
* Включая силикаты трехвалентного железа.
47
Испытания обогатимости неокисленных и полуокисленных же-
лезистых кварцитов Чернявского месторождения производились Цен-
тральной геологоразведочной экспедицией и институтом НИИКМА.
В испытаниях неокисленных кварцитов применялось магнитное
обогащение с измельчением руды до крупности 96—98% —0,074 мм,
а в испытаниях полуокисленных кварцитов — магнитно-флотацион-
ное и магнитно-гравитационное с измельчением в обоих случаях '
до крупности 98% класса —0,16 мм. Магнитно-гравитационное [
обогащение дало более высокие показатели (табл. 18).	j
Для проектирования принята технологическая схема магнит- I
него обогащения с бесшаровым измельчением до крупности 96— 1
98% класса —0,074 мм; содержание железа в концентрате 65%, |
извлечение железа в концентрат 77,2%.	-
Химический и фазовый состав неокисленных железистых квар-
цитов Курской магнитной аномалии приведен в табл. 19.
Салтыковско-Александровское месторождение
Салтыковско-Александровское месторождение богатых железистых
руд и железных кварцитов расположено в Старооскольском железо-
рудном районе, на территории Губкинского и Старооскольского
Таблица 20
Химические анализы концентратов
Элементы и окислы	Месторождения						
	Лебедин- ское	Михай- ловское (проект)	Южно-Короб- ковское		Стойлен- ское	Чернян- ское	Салтыковско- Александров- ское
			Содержание, %				
- Fe	68	64	65	68	66	65	66
FeO	26,5	22,2	27,5	29,3	28,8	28,0	28,3
Fea03	67,8	66,8	62,4	64,8	62,4	61,9	62,9
SiOa	4,11	7,10	7,71	3,50	6,57	7,64	6,57
А12О3	0,15	0,18	0,20	0,30	0,37	0,47	0,40
СаО	0,30	0,75	0,80	0,80	0,39	0,39	0,50
MgO	0,40	0,84	0,60	0,65	0,61	0,95	0,65
МпО	0,13	0,054	0,05	0,20	0,049			0,05
СО2	—	1,3	0,15	—	0,16			0,15
Р2О6	0,02	—	0,04	0,05	0,037	0,024	0,04
SO3	0,05	—	0,10	0,10	0,13	0,376	0,15
К,0 + Na,0	0,24	0,28	0,24	0,20	0,24	—	0,24
П. п. п.	0,3	1,8	0,20	0,10	0,24	0,25	0,15
Модуль основности	0,17	0,22	0,18	0,38	0,85	0,17	0,17
Кремневый . модуль	27,4	39,5	38,5	11,7	16,3	16,3	16,4
48
районов Белгородской области. Руды Салтыковского месторожде-
ния по минералогическим и физическим свойствам близки к рудам
Стойленского и Лебединского месторождений.
Геологическое строение месторождения аналогично другим место-
рождениям КМА: под рыхлыми наносами залегают богатые руды
зоны выветривания и окисления железистых кварцитов, ниже их на
кристаллических породах докембрия расположены железистые квар-
циты.
Балансовые запасы магнетитовых кварцитов категорий А + В Сх
составляют 403 млн. т, С2 — 117 млн. т.
Руды Салтыковско-Александровского месторождения близки по
обогатимости к рудам Стоййенского месторождения и для" обогаще-
ния их принята технологическая схема Стойленского ГОКа.
Химический анализ концентратов из руд месторождений КМА.
(табл. 20).
§ 3.	КРЕМЕНЧУГСКИЙ ЖЕЛЕЗОРУДНЫЙ РАЙОН
Кременчугская полоса железистых пород является продолжением
Криворожского железорудного бассейна и вместе с ним является
частью Русского железорудного бассейна.
В Кременчугский железорудный район входят Кременчугское
(Галещинское) месторождение мартитовых руд, Горишне-Плавненс-
кое месторождение магнетитовых железистых кварцитов (рудная
база первой очереди Днепровского ГОКа), Лавриковское месторо-
ждение железистых кварцитов (рудная база второй очереди Днепров-
ского ГОКа), Еристовское месторождение и другие.
Горишне-Плавненское месторождение
Горишне-Плавненское месторождение железистых кварцитов
расположено в южной части Кременчугской полосы железистых
кварцитов. Месторождение находится в 40 км от г. Кременчуга
Полтавской области.
Нижняя основная толща месторождения почти нацело сложена
кондиционными железистыми кварцитами, имеет мощность 200 м
на юге и 120—100 м на севере месторождения. Мощность наносов,
представленных песчано-глинистыми отложениями, 5—8 м на юге,
35—40 м на севере месторождения.
Основная толща разделяется на три горизонта:
нижний горизонт, сложенный преимущественно магнетитовыми
кварцитами с прослоями белополосчатых и железнослюдкрвых квар-
цитов мощностью от 20—25 м (на севере месторождения) до 60—65 м
(на юге);
средний горизонт мощностью до 120 м, состоящий в основном
из белополосчатых магнетитовых кварцитов;
верхний горизонт железнослюдково-магнетитовых кварцитов мощ-
ностью до 200 м.
4 Заказ 478
49
На породах основной толщи залегает верхняя толща мощностью
400—430 м слабооруденелых (26% железа общего, 21% железа рас-
творимого) взаимнопереслаивающихся магнетито-куммингтонито-
вых роговиков и сланцев.
Зона окисления имеется только, на севере месторождения (мощ-
ность 45 м), включает мартитизированные, лимонитизированные
и сидеритизированные железистые кварциты, составляющие всего
около 4% запасов железистых кварцитов.
По минералогическому составу различают четыре типа железис-
тых кварцитов со следующим количественным соотношением их в
железорудной толще: магнетитовые и железнослюдково-магнетито-
вые — 96,4%, мартито-магнетитовые (пол у окисленные) — 1,5%, мар-
тито-лимонитовые (окисленные) — 1,2%, сидеритизированные —
0,9%.
Рудные минералы железистых кварцитов представлены магнети-
том, гематитом, мартитом, лимонитом; нерудные — кварцем, карбо-
натом, амфиболами, хлоритом. Вкрапленность рудных минералов
весьма тонкая, для раскрытия их необходимо измельчать руду до
44—32 мк.
Балансовые запасы железистых кварцитов месторождения по ка-
тегориям А + В + Ц составляют 614 млн. т, С2 — 612 млн. т, в том
числе магнетитовых, соответственно 598 и 612 млн. т. Запасы желе-
зистых кварцитов в контуре карьера: неокисленных 542,4 млн. т,
90% запасов, полуокисленных 10,1 млн. т, окисленных — 4,9 млн. т.
Еристовское месторождение
Еристовское месторождение железистых кварцитов расположено
в Кременчугском районе Полтавской области.
Месторождение залегает в докембрийских породах Криворожской
серии. Кварцево-слюдяные сланцы и железистые кварциты, слага-
ющие Еристовское месторождение, относятся к породам средней
свиты, которая подразделяется на семь толщ. Промышленное значение
имеют первая и четвертая толщи. В четвертой толще выделяется
три горизонта — верхний, средний и нижний. Продуктивным явля-
ется средний горизонт мощностью от 40 до 200 м, сложенный магне-
титовыми и железнослюдково-магнетитовыми кварцитами.
Верхняя часть железистых кварцитов окислена, и они переходят
в гидрогематито-мартитовые, мартито- и сидерито-магнетитовые раз-
ности. Подавляющая часть . (98,7%) запасов месторождения пред-
ставлена магнетитовыми кварцитами со средним содержанием 34,8%
железа.
Железистые кварциты Еристовского месторождения, так же как
и Горишне-Плавненского, весьма тонковкрапленные.
Химический и минералогический состав окисленных железистых
кварцитов Кременчугского района приведен в табл. 21.
Балансовые запасы магнетитовых кварцитов составляют по ка-
тегориям B-j-Cj — 362 млн. т, С2 — 341 млн. т, железнослюдково-
50
Таблица 21
Химический и минералогический состав (%) и физические свойства
неокисленных железистых кварцитов Кременчугского района
Элементы и окиелы	Месторождения		Минералы и физические свойства	Месторождения	
	Горишне- Плавненское	Еристовское		Горишне- Плавненское	Еристовское
Р°общ	36,16	34,20	Магнетит	41,6	46,5
	34,13	34,20	Гематит	1,4	0,2
ГеОобщ	16,30	16,00	Карбонаты	1,9	0,5
			железа		
^сОраств Fe2O3	17,33 30,98	16,20 30,90	Силикаты		
					
			железа	16,2	5,2
	41,66	42,30	Кварц	32,4	38,9
А12О3	1,51	2,83	Апатит	0,2	0,25
СаО	1,71	1,91	Карбонаты	5,2	8,00
MgO	2,57	3,09	Прочие	0,9	0,45
Р2О6	0,075	0,11			
so3	0,001	0,62			
со2	3,3	1,4	Объемный		
			вес, г/сл3 Пори-	3,3	3,3
П. п. п.	3,9	1,66		4,2-6	3,5
			стость, % Крепость		
			по Прото- дьяконову	15-20	. 16—20
магнетитовых по категории Cj — 4,8 млн. т. Промышленные запасы
в контуре карьера первой очереди — 340 млн. т., второй очереди —
200 млн. т. .
Испытание обогатимости магнетитовых кварцитов Горишне-Плав-
ненского и Еристовского месторождений Кременчугской группы
проводилось в Механобре и Механобрчермете (табл. 22).
Руда Еристовского месторождения отличается более тонкой вкра-
пленностью и трудной обогатимостью по сравнению с рудой Го-
ришне-Плавненского месторождения.
В 1967 г. производились испытания горипшё-плавненской руды
для уточнения условий получения из нее богатого концентрата (65%
Fe). Руда содержала, %:
I о о Еч	Fe раст	Fe магн	Fe гемат	S ч S о Еч	« '2	А120з	СаО	MgO	СО	PSO5
34,5 '	31,63	28,80	0,8	2,78	41,3	1,08	2,29	3,05	0,12	0,1 '
4*	51 ,
i
Таблица 22
Результаты испытаний магнетитовых железистых кварцитов
Горишне-Плавненского и Еристовского месторождений
Месторождение, год выполнения работы	Испытания	ВЫХОД концент- рата, %	Содержание железа, %		Извлече- ние железа в концен- трате, %
			В руде	в концен- трате	
Горипше-Плавненское,	Лабораторные	44,95	36,10	63,9	79,5
1955		45,90 30,20	35,26 24,86	64,7 * 51,2	84,2 61,0
Горипше-Плавненское,	То же	49,6	37,5	65,4	86,5
1957					
Еристовское, 1957	» »	' 45,2	34,5	62,4	81,8
Горипше-Плавненское,	» »	43,8	35,26	65,7	81,8
1959					
Еристовское, 1959	» »	43,1	34,28	62,9	79,2
Горипше-Плавненское,	» »	42,6	34,5	65,4	80,1
1967					
Горипше-Плавненское, 1968	Промышлен- ные с само- измельчением	37,0	33,3	66,0	73,3
* При измельчении руды до —44 мм концетрат содержал 66,5% железа.
Главным рудным минералом испытывавшейся пробы является
магнетит (40%), подчиненными — гематит и сидерит (по 2,5%),
пирит (0,5%), гидроокислы железа (0,2%). Нерудные минералы:
кварц (32%), роговая обманка, биотит, карбонат, хлорит (5—6%).
Обогащение на опытной установке непрерывного действия про-
изводилось по схеме с четырьмя стадиями измельчения и пятью
стадиями мокрой магнитной сепарации. В последней стадии руда
измельчалась до крупности 95,2% класса —0,053 мм, и был полу-
чен концентрат с содержанием 65,4% железа. Концентрат содержал,
%:
1’;’раст	Гемагн	Fe х сгемат	SiOa	А1г03	СаО	MgO	S	Р2О5
64,84	62,8	1,8	1,7	0,41	0,48	0,72	Следы	0,029
Промышленные испытания горишне-плавненской руды с приме-
нением' рудного самоизмельчения и рудно-галечного измельчения
производились на опытной секции самоизмельчения НКГОКа по
схемам с двух- и трехстадиальным измельчением. В результате испы-
таний были получены следующие показатели: производительность
секций 90—99 т!ч, выход концентрата 36,7—36,9%, содержание
железа в концентрате 66,1—65,8, извлечение железа 73,1—73,3%
52
(первая цифра относится к трехстадиальному измельчению, вторая —
к двухстадиальному). Извлечение железа в концентрат на 6 % меньше,
чем при шаровом измельчении руды в лабораторных испытаниях.
Большие потери железа (15—20%) происходят в первой стадии
обогащения вследствие весьма тонкого для этой стадии измельчения
руды (80—99% —0,074 мм).
Измельчаемость кварцитов Горишне-Плавненского месторожде-
ния 0,7, а Еристовского —0,6 относительно руды ЮГОКа.
Лавриковское месторождение
Лавриковское месторождение железистых кварцитов распола-
гается на территории Кременчугского района Полтавской области
в промежутке между Горишне-Плавненским и Еристовским место-
рождениями. Протяженность полосы рудоносных пород в пределах
месторождения около 4 км, ширина 300—600 м. Рудное тело имеет
субмеридиональное простирание и крутое падение на запад 70—80а
местами до вертикального. Рудоносной является средняя свита Кри-
ворожской метаморфической серии — К2, в составе которой выде-
ляются три железистых подсвиты — К|, К® и К|. Промышленное
значение имеют преобладающие на месторождении подсвиты К| и
К|.
Подсвита К2 имеет среднюю мощность 60 ж и сложена преимуще-
ственно краснополосчатыми магнетитовыми кварцитами, которые
характеризуются сравнительно высоким содержанием растворимого
железа (33,8—35,5%) и в незначительном количестве серополосча-
тыми магнетитовыми кварцитами с содержанием 30% железа.
Подсвита К.® имеет суммарную мощность около 250 м, содержит
от 20 до 30% растворимого железа и расчленяется на четыре пачки,
сложенные: первая — магнетитовыми кварцитами, вторая — магне-
титовыми кварцитами с пропластками кварцево-магнетитово-амфи-
боловых сланцев, третья — амфиболо-магнетитовыми кварцитами,
четвертая — магнетитово-амфиболовыми кварцитами “и магнетитово-
кварцево-амфиболовыми сланцами.
По предварительным подсчетам запасы железистых кварцитов
подсвиты К| и К2, с содержанием более 16% магнетитового железа,
на глубину до 500 м составляют около 640 млн. т (табл. 23).
Испытания обогатимости руды Лавриковского месторождения
проводились Институтом минеральных ресурсов Министерства гео-
Таблица 23
Химический состав Лавриковского месторождения руды, %
Подсвита	Реобщ	Fe магнет	S1O2	А120з	СаО
	34,4-35,8	28,7-30,2	41,8-43,2	0,40—0,76	1,1-2,2
к®	24,5-29,0	13,8—21,6	55,6-48,6	0,87—0,57	1,0—0,1
53
Продолжение табл. 23
Подсвита	MgO	Р2О6	®сульф	МпО	Na2O + KaO
	2,9-3,0	0,02—0,10	Следы — 0,60	0,08	0,34-0,37
к®	4,5-3,9	0,04—0,08	0,58—0,51	0,09—0,12	. 0,49-0,44
логии УССР. Пробы руды подсвиты Щ содержали: 41—42,3% магне-
тита, единичные зерна — 1,2% гематита, 5,2—6,8% карбонатов,
8,6—16,6% амфиболов, 36,3—42,5% кварца и другие минералы.
Пробы руды подсвиты К| содержали: 19,1—25,2% магнетита, единич-
ные зерна гематита, 2—6% карбонатов, 15,6—34,7% амфиболов,
35,2—53,1% кварца и другие минералы.
При лабораторных испытаниях обогатимости получены результа-
ты, приведенные в табл. 24.
Таблица 24
Результаты обогащения руды при конечной крупности измельчения
98% -0,07 мм, %
Подсвита	Выход концентрата	Содержание железа в концентрате	Извлечение железа в концентрат
к®	40,95-45,13	69,85—66,93	81,80-83,87
	23,24-28.71	45,24-65,26	40,95—67,29
Полученные концентраты содержали, %:
	Реобщ	ГеО	Ге20з	S1O2	AI2 О 3 \
Подсвита К| Подсвита К|	68,9 55,60-64,0	29,83 27,45-28,39	65,39 49,0-59,9	Q Q? 17,75—9,07	0,1 0,39-0,21
	СаО	MgO	Р2О6	80з	K,O + Na2O
Подсвита К® Подсвита К|	0,20 0,35—0,15	0,36 2,07-0,83	0,02 Следы	0,1 0,41—0,08	0,12 0,19-0,14
54
§ 4.	РАЙОН ЗАКАВКАЗЬЯ
Дашкесанское месторождение
Дашкесанское месторождение железных руд является рудной
базой Азербайджанского горнообогатительного комбината и нахо-
дится в Азербайджанской ССР.
Месторождение приурочено к пологой синклинальной складке
широтного простирания, сложенной осадочными, эффузивными и
метаморфическими породами. В основании складки залегает толща
кварцевых порфиров, на них расположены туфогенные породы и на
них свита коралловых известняков. Все эти породы прорваны грано-
диоритовой интрузией, под влиянием которой часть известняков
превращена в гранато-магнетитовые. Гранодиоритовым массивом
месторождение делится на северную и южную части. К северной
части, разделенной долиной Кошкарчай на северо-восточной и севе-
ро-западный участки, приурочены все балансовые запасы железных
руд. В настоящее время после дополнительной разведки южная
часть месторождения также приобрела промышленное значение.
Рудная залежь сложена перемежающимися массивными и вкрап-
ленными рудами и прослоями пустых пород. Основной рудный мине-
рал — магнетит, встречаются гематит, пирит, халькопирит. Неруд-
ные минералы представлены гранатом, пироксеном, актинолитом,
эпидотом, кальцитом, кварцем.
Руды Дашкесанского месторождения содержат, %:
	Ге	РРеОз	SiO2	АЦОз	СаО	MgO	р	S	мпо
Северо-Восточный участок ....	45,9	43,3	17,9	6,8	9,8	1,1	0,034	0,03	0,4
Северо-Западный участок ....	35,7	38,9	20,3	12,2	14,6	1,2	0,077	0,4	0,9
Балансовые запасы по категориям В + составляют 97 млн. т,
в том числе в Северо-Западном участке — 93 млн. т, в Северо-Во-
сточном — 4 млн. т.
Кроме того, в Дашкесанском районе разведены два новых место-
рождения магнетитовой руды: Южно-Дашкесанское и Дамир'овское
с запасами категорий А + В Д- Сх в первом — 95,8 млн. т, во вто-
ром — 88 млн. т руды.
Дамировское месторождение магнетитовой руды, находящееся
в 5 км от Дашкесанского, со средним содержанием 43,7% железа,
имеет запасы руды категорий А + В + Сх — 116 млн. т, С2 —
7 млн. т. Руда хорошо обогащается.
55
Разданское месторождение
Разданское месторождение магнетитовых руд расположено в Раз-
.данском районе Армянской ССР.
Месторождение представлено двумя пластообразно-линзообраз-
ными рудными телами, залегающими одно над другим. Длина руд- ’
ных тел: верхнего 1200 м, нижнего 600 м; простирание 300 и 200 м, :
средняя мощность 23,4 и 38,5 м. Аллювиально-делювиальные отло- '
жения, перекрывающие рудные тела, незначительны.	
Рудные тела сложены в центральной части массивными, а на пе- ;
риферии вкрапленными магнетитовыми рудами.
Содержания в руде (в недрах), следующие, %:
Массивные руды
Железа................... 31,8
Серы..................... 0,38
Фосфора ................. 0,09
Вкраплен-
ные руды
17,7
Запасы месторождения по категориям А + В 4- Сх составляют:
‘балансовые — 50 млн. т при среднем содержании 31,8% железа,
забалансовые — 23 млн. т при среднем содержании железа 17,7%.
Исследованиями руд Разданского месторождения занимались
ЦНИИЧермет, Ереванский политехнический институт и Горно-
металлургический институт Армении. Исследования проводились
на пробах балансовой массивной магнетитовой руды, содержащих
от 29,8 до 40,2% железа, и забалансовой вкрапленной руды, содер-
жащей 21,8—23,6% железа. Магнитной сепарацией массивной руды
в две стадии с конечной крупностью измельчения 95% класса —
0,053 мм получены концентраты с содержанием 68,10—69,60%
железа при выходе концентрата 32,6—49,1% и извлечении железа
в концентрат 74,8—83,5%. Из вкрапленной руды в тех же усло-
виях получено 18,8—19,5% концентрата с содержанием 68,3—
67,4% железа и извлечением 54,4—56,0%.
Обогащением массивной руды по комбинированной магнитно-
флотационной схеме (магнитная сепарация и флотационная доводка
концентрата) получен высокосортный концентрат 1 с содержанием
71,22% железа при выходе 30,4% и извлечении. 62,5% и концентрат
2 с содержанием 65,45% железа при выходе 7,8% и извлечении 14,7 %.
Суммарный концентрат содержит 70% железа, выход — 38,2%,
извлечение 77,2%.
Для обогащения массивных руд предложена технологическая
-схема обогащения, которая включает: три стадии дробления (послед-
няя в замкнутом цикле с грохочением) до крупности 15 ям, три,
четыре стадии измельчения до конечной крупности 90% —0,05 мм,
три стадии мокрой магнитной сепарации (пять приемов сепарации),
семь приемов сгущения и обесшламливания, фильтрацию концентра-
та. По этой схеме из руды с содержанием железа 30% ожидается
получить 30,9% концентрата с содержанием 68% железа и извлече-
нием 70,1%. Схема излишне сложна. Концентрат содержит, %:
56
Ге	ГеО	Ве2Оа	SiO2	A12Os	GaO
68,0-70	29,0-29,95	64,75—66,55	2,75-1,6	0,85-0,55	2,13—1,0
TiO2	Mno	SOs	P2OS	V2OS
0,14-0,12	0,08—0,02	0,078-0,03	0,08—0,03	0,05-0,05
Модуль основности 0,16—0,46., кремневый модуль 3,2—2,9.
§ 5. МЕСТОРОЖДЕНИЯ СЕВЕРО-ЗАПАДНОГО РАЙОНА
В северо-западной части СССР расположен ряд железорудных
месторождений. Наиболее известные из -них находятся на террито-
рии Кольского полуострова — Оленегорское, Ено-Ковдорское, Ки-
ровогорское, Южно-Кахозерское, Африканда и в Карельской ССР —
Пудожгорское, Костамукшское, Межозерское.
Оленегорское месторождение
Оленегорское месторождение является рудной базой Оленегор-
ского горнообогатительного комбината. Оно находится в Мончегор-
ском районе Мурманской области.
Месторождение сложено толщей железистых кварцитов осадочно-
метаморфического типа, зажатой среди биотитовых и биотито-рого-
вообманковых гнейсов. Руды месторождения представлены гематито-
магнетитовыми железистыми кварцитами полосчатой текстуры. Глав-
ные рудные минералы — магнетит и гематит, в незначительном ко-
личестве присутствуют ильменит, лимонит, пирит, халькопирит.
Преимущественный размер вкрапленности магнетита и гематита
0,2-мм. Количество рудных минералов с размерами зерен 0—0,2;:
0,2—0,5 и крупнее 0,5 мм соответственно равно 52; 32, 16%. Содер-
жание нерудных минералов в руде: кварца от 30 до 65%, роговой об-
манки от 4 до 12%. В незначительных количествах в руде встреча-
ются гранат, кальцит, полевые шпаты, апатит.
По содержанию основных рудных минералов магнетита и гема-
тита руды разделяются ца четыре типа: существенно магнетитовая
руда — 75—100% магнетита (50,6% запасов); гематито-магнетитовая
руда — 50—75% магнетита (42,3% запасов); магнетито-гематитовая
руда — 25—50% магнетита (6,9% запасов); существенно гематито-
вая руда — 0—25% магнетита (0,2% запасов).
Институт Механобр разработал и экономически обосновал предло-
жение о селективной добыче и обогащении магнетитовой и смешанной
разновидностей руд Оленегорского месторождения, не реализованное
промышленностью.
57
Среднее содержание в руде: 32,8% Рео6щ, 44% SiO2, 0,86% А12О3,
1,8% СаО, 2% MgO, 0,05% МнО, 0,1 % TiO2, 0,08% Р, 0,045% S,
0,23% К2О, 0,13%Na20. Влажность руды 1—1,4%, объемный вес
3,4 г/см3, коэффициент крепости по шкале Протодьяконова
12-16.
Запасы месторождения по категориям А + В + составляют
499 млн. тп, со средним содержанием железа в руде 32,3%, из кото-
рого 20—26% в форме магнетита, 9—12% в форме гематита и 1,2%
в форме силикатов. Колебания содержания железа по блокам незна-
чительные (±0,5 — 1,5%).
Исследовательские работы по совершенствованию технологии обо-
гащения железной руды Оленегорского месторождения велись для
улучшения применяемой на фабрике технологии магнитно-гравита-
ционного обогащения, изыскания новой технологии, получения ис-
ходных данных для проектирования расширения Оленегорского
ГОКа [26, 27, 28, 29, 30].
Исследования проводились на пробах руды, содержащих 31,7—
32,8% железа общего, 23,10—22,76% в форме магнетита, 8,1—9,2%
в форме гематита, 0,5—0,84% в форме нерастворимых сили-
катов.
Обогащение руды по проектной схеме расширения Оленегорской
фабрики (IV очередь), включающей мокрую магнитную сепарацию
руды крупностью 30% класса — 0,074 мм (четыре приема сепарации)
и обогащение хвостов магнитной сепарации на винтовых сепараторах,
позволяет получить 42,5% концентрата с содержанием 64,1 % железа
и извлечением 83,9% (по проекту концентрат содержит 63% железа
и извлечение составляет 83,5%).
Наиболее эффективным методом обогащения хвостов магнитной
сепарации является гравитационное обогащение на винтовых сепа-
раторах. Обогащение хвостов на магнитных сепараторах с высокой
напряженностью магнитного поля оказалось более дорогим.
Испытания по получению концентратов различного качества про-
водились с применением магнитного, гравитационного и флотацион-
ного обогащения. Из всех схем наиболее простой и эффективной
является схема одностадиального рудного самоизмельчения до
крупности 0,5—0 мм с тремя стадиями мокрой магнитной сеперапии
и обогащением хвостов на гравитационных сепараторах. По этой схе-
ме получено 61,5% концентрата с содержанием 65,8% железа и из-
влечением 84,2%.
Для получения концентрата с содержанием 65 % железа магнитно-
гравитационным обогащением при шаровом помоле измельчение
должно вестись до крупности 40% класса — 0,074 мм, а для полу-
чения концентрата с содержанием 68% железа — до 65% класса —
0,074 мм. Из рассмотренных схем обогащения с обычной рудоподго-
товкой наиболее эффективной является двухстадиальная схема маг-
нитно-гравитационного обогащения с доводкой магнитного концен-
трата и хвостов гравитационным обогащением. По этой схеме полу-
чены результаты обогащения, приведенные в табл. 25.
58
Таблица 25
Показатели обогащения железной руды Оленегорского месторождения
Крупность измельчения, % классе — 0,0 76 лии		Выход концент- рата, %	Содержание железа, %	Извлечение железа, %
первая стадия	вторая стадия			
25	40	41,3	65,2	82,8
30	80	39,0	68,4	81,8
Доводкой магнитных концентратов с содержанием 63—65% же-
леза были получены богатые концентраты с содержанием более 71%
железа (табл. 26).
Таблица 26
Показатели доводки магнитного концентрата
Схема	Содержание железа в исходном продукте (концентра- те), %	Выход концент- рата, %	Содержание в кон- центрате, %		Извлече- ние железа в концен- трат, %
			железа	кремнезе- ма	
Сухая и мокрая магнитная сепарация 		63,2	47,8	71,6	0,47	54,2
Гравитационно-флотационная	63,4 .	40,1	71,6	0,49	45,5
Гравитационно-магнитная .	63,4	37,5	71,5	0,47	47,4
Флотационно-магнитная . .	63,2	66,3	71,7	0,47	75,4
Магнитно-флотационная . .	63,2	63,3	71,7	0,40	71,6
Гравитационно-флотационная	65,4	69,5	71,8	0,40	76,2
Флотация (обратная анион- ная) 		65,4	78,5	71,7	0,37	86,1
Ено-Ковдорское месторождение
Ено-Ковдорское месторождение находится в Кировском районе
Мурманской области. Оно расположено в юго-западной части Боль-
шого Ковдорского массива щелочных, ультраосновных пород и
карбонатов.
По генезису месторождение представляет собой гидротермально-
метасоматическое образование. Его формирование происходило в
несколько фаз, поэтому руды отличаются пестротой и неоднород-
ностью.
Основные минералы: магнетит с примесью магнезиоферрита,
форстерит, апатит, кальцит, доломит, флогопит. Подчиненное зна-
чение имеют минералы клиногумит, серпентин, штаффелит. Акцес-
сорные минералы — бадделеит, циркон, халькопирит, пирит.
В зависимости от минералогического состава на месторождении
выделены следующие типы руд:
59
руды без существенной примеси кальцита: апатито-форстерито-
магнетитовые, слюдяно-форстерито-магнетитовые и другие разновид-
ности;
кальцито-магнетитовые руды, которые подразделяются на нор-
мальные и аномальные с редкометальной минерализацией;
магнетитовые руды со штаффелитом.
Руды Ковдорского месторождения отличаются невысоким содер-
жанием железа, большим содержанием фосфора.
Ковдорский магнетит отличается пониженным содержанием же-
леза (до 64,8%), содержит никель и ильменит в виде микровключе-
ний, а также магний, изоморфно входящий в структуру магнетита.
Содержание железа в руде изменяется в широких пределах от 20 до
55 %, составляя в среднем по месторождению 30 %. На фабрику посту-
пает руда с содержанием железа 30%, допускаемые колебания в со-
держании железа ±3%.
Химический состав руды, %:
ю о о 1=4	FeO	6 «4 о	О* 2 СО	6	СаО	MgO	о» о Ё	Я £	Рн	СО	Я	о N
29— 35	12— 14	29— 34	8— 10	0,5— 1,7	11- 17	12- 16	0,6— 0,9	0,3	1,7— 4,1	0,14— 0,37	0,023	0,1- 0,25
Коэффициенты крепости руды 8—10 (по шкало Пр отодьякоиова). Содержа-
ние влаги в руде 2%.
Запасы железной руды месторождения категорий A-j-B-f-Cj
-составляют 353,7 млн. т, С2 — 101,9 млн. т.
Исследования по обогатимости и совершенствованию технологии
•обогащения магнетитовых руд Ено-Ковдорского месторождения про-
водились институтом Механобр. Обогащение руды на Ковдорской
обогатительной фабрике осуществляется'в две стадии: сухая магнит-
ная сепарация руды крупностью 25—0 мм и мокрая магнитная се-
парация промпродукта крупностью 0,2—0 мм (слив классификатора).
Испытания, проведенные во время регулировки фабрики [31],
•показали, что магнитной сепарацией слива шаровой мельницы выде-
ляется 20—25% хвостов, содержащих 4—5% железа. Введение до-
полнительной стадии обогащения позволит получить более тонкое
измельчение руды и, как следствие, увеличить содержание железа
в концентрате.
В лабораторных испытаниях [32, 33] трех разновидностей руды
глубоких горизонтов Ено-Ковдорского месторождения на опытной
установке непрерывного действия были получены следующие техно-
логические показатели: содержание железа в руде 29,3%, в концен-
трате — 65,07%, в хвостах — 4,44%; содержание Р2О5 в руде 5,64%,
в. концентрате — 0,07%; выход концентрата — 41%; извлечение же-
леза в концентрат 91,06%. Обогащение производилось по двухста-
«0
диальной схеме мокрой магнитной сепарации при крупности измель-
чения —2 мм и 60% класса —0,74 мм.
Мокрым гравитационным обогащением хвостов магнитной сепа-
рации получен бадделеитовый концентрат с содержанием двуокиси
циркония 92—94% при извлечении 50% от руды.
Флотацией апатита из хвостов магнитной сепарации получ’ены
апатитовые концентраты с содержанием 37—35,6% Р2О6, при выходе
14,7—13,3% и извлечении Р2О6 71—67% от руды, а из более богатой
и менее кальцитосодержащей пробы получено 12,3% концентрата
с содержанием 39,4% Р2О6 и извлечением 63% от руды.
В опытно-промышленных испытаниях на Ковдорской обогати-
тельной фабрике получен апатитовый концентрат с содержанием
35—36% Р2О5 и бадделеитовый концентрат с содержанием 92% ZrO2.
Химическое выщелачивание оставшихся в концентрате примесей
позволяет получить бадделеитовый продукт кондиционной по со-
держанию технической двуокиси циркона.
Технико-экономические расчеты подтвердили экономическую вы-
годность комплексного использования руды Ено-Ковдорского ме-
сторождения.
В проекте расширения Ковдорской фабрики на основании иссле-
довательских работ принята трехстадиальная технологическая
схема магнитной сепарации при крупности руды 25—0 мм, 3—0 мм
и 60% класса —0,074 мм. Выход железного концентрата принят
40,7%, содержание железа в концентрате 63,4%, извлечение железа
в концентрат 87,4%.
Для определения возможности использования бедных руд место-
рождения, называемых породами рудного комплекса (ПРК), испы-
тывались четыре пробы. Усредненная проба ПРК содержала 26,65%
железа, 8,42% Р2О6 и 0,16% ZrO2. Обогащением этой пробы по трех-
стадиальной схеме магнитной сепарации при крупности 25—0 мм,
3—0 мм и 60% класса —0,074 мм получено 37,7% железного кон-
центрата с содержанием 64% железа и извлечением общего железа
90,5%, магнетитового 94%. При подшихтовке к обогащаемой руде
20% ПРК выход концентрата снизится на 4%, а'содержание железа
в концентрате — на 0,5—0,8%.
Флотацией хвостов магнитной сепарации усредненной пробы,
измельченных до крупности 60% класса —0,074 мм, содержащих
12,9% Р2О5, выделено 15,7% апатитового концентрата с содержа-
нием 36,2% Р2О6 и 1,6% MgO и извлечением 70,1% Р2О5 (от исход-
ной руды).
Гравитационно-магнитное обогащение хвостов флотации усред-
ненной пробы, содержащих 0,16% ZrO2, позволило получить 0,08%
бадделеитового концентрата с содержанием ZrO2 92—93% и извле-
чением 46% (от руды).
Использование ПРК совместно с рудой не снижает технологи-
ческих показателей обогащения хвостов для получения апатитового
и бадделеитового концентрата.
61
Кировогорское месторождение
Кировогорское месторождение расположено в 10—12 км к за-
паду от Оленегорского рудника. В рудах месторождения, представ-
ленных железисто-амфиболовыми кварцитами исланцами, содержится:
33% Fe (в среднем), 40—44% SiO2, 0,5—0,8% А12О3, 1,3—1,5%
СаО, 0,8—2,8% MgO, 0,035% Р, 0,11% S. Руды успешно обогащаются
магнитной сепарацией.
Запасы руды категории A-j- В-p Сх — 78,8 млн. т, С2 —
27 млн. т.
Для обогащения магнетитовой руды Кировогорского месторожде-
ния институтом Механобр разработана технологическая схема обога-
щения, которая предусматривает дробление руды в четыре стадии
до крупности 12—0 мм, сухую магнитную сепарацию дробленной
руды, измельчение промпродукта дл крупности 1 (0,8) — 0 мм и мок-
рую магнитную сепарацию, измельчение промпродукта до крупности
0,15—0 мм (первый вариант) или 0,053 — 0 мм (второй вариант) и
мокрую магнитную сепарацию с двумя перечистками концентрата,
сгущение, фильтрацию и сушку (зимой) концентрата. По первому
варианту получается 50% концентрата с содержанием 61% железа
и извлечением 90,1% (хвосты содержат 6,7% железа), по второму ва-
рианту — 45,8% концентрата с содержанием 65% железа и извле-
чением 88% (хвосты содержат 7,4% железа).
Южно-Кахозерское месторождение
Месторождение расположено в 2—5 км южнее Оленегорского.
Магнетитовые железистые кварциты месторождения, содержащие
27,5—31,0% растворимого железа, хорошо обогащаются магнит-
ной сепарацией. Общие запасы руды категорий A-j-В-j-Gj —
115 млн. т, категории С2 — 60 млн. т.
Пудожгорское месторождение
Пудожгорское месторождение расположено в Карельской АССР
на берегу Онежского озера. Месторождение магматического типа
представлено равномерной вкрапленностью титано-магнетита в ам-
фиболотизированных диабазах и габбро-диабазах. Основные рудные
минералы: магнетит и ильменит. На месторождении выделяются две
разновидности руд: руды, содержащие 40—75% титаномагнетита,
свыше 25% железа, и руды, содержащие 25—40% титаномагнетита,
20—25% железа. Первая разновидность представляет основную часть
залежи. В висячем и лежачем боках залежи они переходят в бо-
лее бедные руды, а затем в безрудные диабазы.
Среднее содержание железа в первой разновидности руды 29,7%,
во второй — 22,4%. Среднее содержание в рудах месторождения:
28,7% Fe, 8,0-11,9% А12О3, 4,3-5,8% СаО, 2,5-3,4% MgO,
0,07-0,16% S, 0,08-0,12% Р, 0,07-0,15% Си, 0,004-0,0097% Со.
62
Руды месторождения рассматриваются как комплексные железо-
титано-ванадиевые, требующие обогащения.
Запасы руды категорий A-J-B-j-Gj — 248,6 млн. т, С2 —
68 млн. т.
Лабораторные и промышленные испытания обогатимости титано-
магнетитовых руд Пудожгорского месторождения производились
институтом Механобр [34, 35]. Испытывались пробы руды первого
и второго сортов.
В результате обогащения проб первого сорта магнитной сепара-
цией при крупности 2—0 мм и промпродукта крупностью 0,5—0 мм
были получены следующие показатели: в руде содержалось: 26,5—
29,2% Fe, 0,43—0,44 V2O6, 6,32—6,96 TiO2; выход концентрата
33,7—39,5%; содержание в концентрате: 50% Fe, 0,93—0,86% V2O5,
12,96—12,85% Т1О2, извлечение в концентрат железа 62,9—67,6%;
72,3-77,3% V2O5, 69,0-71,7% TiO2.
Обогащение руды второго сорта дало следующие результаты:
в руде содержалось: 17,6-24,9% Fe, 0,29-0,34% V2O6, 3,72-6,32%
TiO2; содержание в концентрате 47—48% Fe, 1,20—1,00% V2O6,
16,05—18,10% TiO2; извлечение в концентрат 52,6—54,5% Fe, 81,7—
69,3% V2O5, 85,2-67,6% TiO2.
В концентрате из руд первого сорта кроме железа, титана и вана-
дия, содержится: 8% SiO2, 4,7% А12О3, 1,5% СаО, 1,0% MgO, 0,4%
МпО3, серы и фосфора — следы.
Для выяснения возможности получения из руды Пудожгорского
месторождения медного и кобальтового концентратов испытывалась
руда, содержащая: 30,37% Реобщ, 23,41% FeO, 9% TiO2, 0,43%
V2O6, 0,18% Си, 0,011% Со. Опытным обогащением руды по трех-
стадиальной схеме с последовательным измельчением до 2; 0,15 и
0,074 мм получено 33,23% железного концентрата с содержанием:
54,77% Fe, 18,45% TiO2, 1,05% V.,O6 с извлечением 59,48% Fe,
64,42% TiO2 и 73,19% V2O6.
Сульфидной флотацией из хвостов магнитной сепарации, содер-
жащих 18,59% Fe, 5,04% TiO2 и 0,2% V2O5, был получен медный
концентрат в количестве 0,2% с содержанием 23,11% меди и извле-
чением 75,65%. Опыты обогащения хвостов магнитной сепарации по
кобальту не дали положительных результатов.
Костамукшское месторождение
Костамукшское месторождение расположено в юго-западной части
Калевальского района Карельской АССР.
Железистые кварциты месторождения представлены преимуще-
ственно магнетитовыми разностями. В зависимости от содержания
магнетита, амфибола и биотита выделяются магнетито-амфиболовые,
амфиболо-магнетитовые и биотито-магнетитовые кварциты, разде-
ляющиеся по содержанию растворимого железа на балансовые (содер-
жание железа более 30%) и забалансовые (содержание железа от
20 до 30%).
63
Среднее содержание железа в Центральном участке 30,7%, в
Южном 34,8%, по месторождению в целом 33,8%, кремнезема 38—
53%, глинозема 0,14—2,34%, окиси кальция и магния суммарно
менее 2%, серы 0,2%, фосфора 0,07%.
Запасы руды категорий А+В +С2 — 926,4 млн. т, С2 —
284,8 млн. т.
Институтом Механобр из смеси балансовых и забалансовых руд,
содержащих 33% железа, по трехстадиальной схеме обогащения при
крупности измельчения 3—0 мм, 0,5—0 мм и 95 — 98% класса
— 0,074 мм получено 42,5% концентрата с содержанием 66% железа
и извлечением 85% [36].
Если в последней стадии обогащения промпродукт, измельчен-
ный до крупности 90—92% класса —0,074 мм, расклассифицировать
по зерну 44мк, песковую фракцию доизмельчить до крупности 85% —
—0,044 мм и раздельно обогащать полученные продукты, то содержа-
ние железа в концентрате повышается до 69%, при выходе его 40,8%
и извлечении железа 85,3%.
Доводкой магнитного концентрата, содержащего 66% железа
и 6,4% кремнезема, классификацией в гидроциклоне по зерну 44 мк
можно получить 19,1% концентрата с содержанием 70% железа и
извлечением 40,5% от исходного (слив) и 23,4% концентрата с содер-
жанием 60% железа (пески) и извлечением 42,6% от исходного.
Флотацией того же концентрата мылом дистиллированного тал-
лового масла с применением извести, соды и крахмала можно полу-
чить 31,2% концентрата с содержанием 71% железа, извлечением
67,1 и 8% концентрата с содержанием 60% железа и извлечением
14,6%.
Себестоимость 1 т концентрата с содержанием 66% железа 5 р.
20 коп., с содержанием 69% железа — 6 р. 01 коп.
Межозерское месторождение
Межозерское месторождение расположено в Карельской АССР
Рудные залежи месторождения сложены амфиболо-магнетитовыми
кварцитами и в небольшой части амфиболо- магнетитовыми слан-
цами (12% рудной массы). Главные минералы: магнетит, кварц,
роговая обманка, хлорит, барит. Зона окисления практически от-
сутствует. В руде содержится от 20 до 40% Fe, 40—45% SiO2,0,1 % Р,
0,4% 8, следы TiO2, 0,5—3,5% А12О3 и MgO. Среднее содержание
железа 32,9%.
Амфиболо-магнетитовые кварциты хорошо обогащаются магнит-
ной сепарацией при измельчении до 0,1 (0,07) мм, амфиболо-магне-
титовые сланцы также обогащаются магнитной сепарацией, но зна-
чительно хуже, чем кварциты.
Запасы месторождения по категориям А+В4-Сх составляют
58,8 млн. т, С2 — 10,6 млн. т.
Технологические испытания руды проводились в институте Меха- ,
нобр. В результате испытаний разработана схема магнитного обога-
64
щения руды, которая предусматривает мокрую магнитную сепарацию
руды крупностью 3—0 мм и 0,5 — 0 мм и промпродукта, измель-
ченного до крупности 0,1 (0,074) мм. По этой схеме из руды, содер-
жащей 36,73% железа, получено 48,7% концентрата, содержащего
59% железа с извлечением 78,3% железа в концентрат.
Химический состав концентратов Северо-Западного района при-
веден в табл. 27.
Таблица 27
Химические анализы концентратов, полученных из руд
месторождений Северо-Западного района, %
Элементы и соеди- нения	Оленегорское		Ено-Ковдор- ское		Кировогор- ское		Костамукш- скос		Меж- озер- ское
	65,4	71,6	62,5	65,0	61,0	65,0	65,9	69,3	59,12
FeO	26,3	28,9	22,33	24,0	24,0	25,68	27,0	29,9	22,21
Fe2O3					64,50.	66,14	60,5	64,24	64,3	65,8	
SiO2	6,5	0,45	0,72	0,43	11,97	7,75	6,40	3,34	14,04
А1,Оо	0,9	0,20	2,04	1,20	0,25	0,16	0,26	0,36	0,57
СаО	0,84	0,15	0,76	0,35	1,0	0,65	0,45	0,55	1,44
MgO	0,75	0,10	6,37	5,13	1,25	0,81	0,46	0,43	1,14
P2O6	0,01	0,01	0,43	0,33	0,02	0,02	сл.	0,02	0,047
SO3	0,03	0,03	0,10	0,10	0,09	0,05	0,47	0,47	0,138
Модуль основности	0,22	0,38	2,58	3,36	0,18	0,18	0,137	0,267	0,18
Кремневый модуль	7,2	2,2	0,36	0,36	47,9	48,5	24,6	9,3	24,6
§ 6. ЖЕЛЕЗОРУДНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ УРАЛА
Железорудные месторождения Урала протягиваются широкой
полосой вдоль Уральского горного хребта в Пермской, Свердловской,
Челябинской, Оренбургской областях и Башкирской АССР.
Наибольшее распространение в Уральском районе имеют место-
рождения магматического типа (титаномагнетиты) — 77,6% балансо-
вых запасов, 36,9% добычи, контактово-метасоматического типа
(магнетиты, мартиты и полумартиты) — 10,5% запасов, 46,5% до-
бычи. Менее распространены месторождения коры выветривания (же-
лезо-хромо-никелевые гидрогетиты) — около 2а5% запасов, 4,1%
добычи, осадочного и других типов (гидрогетиты; сидериты, гема-
титы) — 9,4% запасов, 12,5% добычи. Наиболее промышленное
значение имеют контактово-метасоматические месторождения.
Из железорудных месторождений Урала перспективными явля-
ются Качканарское, Северо-Песчанское, Ново-Песчанское и Малый
Куйбас (рудная база Магнитогорского завода). Руды горы Магнит-
ной вырабатываются к 1980 г. Гороблагодатское, Высокогорское
и другие месторождения являются рудной базой Серовского и Нижне-
Тагильского металлургических заводов.
5 Заказ 478	65
Магнитогорское месторождение
Магнитогорское месторождение расположено на горе Магнитной,
около г. Магнитогорска, на восточном склоне южной части Ураль-
ского хребта. Месторождение сложено осадочно-эффузивными, магма-
тическими и метаморфическими породами. На месторождении выде-
ляются два участка: Западный и Восточный.
Рудные залежи сложены первичными магнетитовыми, окислин-
ными мартитовыми и валунчатыми рудами. Валунчатые руды, покры-
вающие коренные рудные залежи, выработаны, а оставшиеся в нед-
рах руды представлены в основном сернистыми магнетитовыми ру-
дами. Руды зоны окисления отличаются низким содержанием серы
(0,3%^, первичные же магнетитовые руды содержат 1—2% серы.
Богатые руды с содержанием 55% железа и более залегают в нижней
части залежи, бедные с содержанием 30—55 железа — в верхней ча-
сти залежи. Первичные богатые руды вследствие высокого содержа-
ния серы нуждаются в обогащении.
В руде присутствуют пирит, хлорит, гранат, кварц, кальцит.
Месторождение Малый Куйбас
Месторождение Малый Куйбас расположено к северо-востоку
от г. Магнитогорска, имеет небольшие запасы первичных магнетито-
вых и окисленных бедных и богатых руд — 27 млн. т в контурах
карьера, 46 млн. т — балансовых.
Рудоносная зона внедрением интрузивных пород расчленена
на четыре участка: Северный, Центральный, Южный и Забросовый.
К отработке приняты три последних участка. Рудная зона сложена
роговиками, скарнами и магнетитовыми рудами.
Среднее содержание Fe, S и Р приведено в табл. 28.
Таблица 28
Содержание Fe, S и Р в рудах месторождения Малый Куйбас
Руда	Ре	Содержание, °/ S	р
Мартеновская 		61,6	0,07	0,03
Богатая магнетитовая первичная (серни- стая) руда 		51,4	2,0	0,06
Бедная магнетитовая первичная (серни- стая) руда		35,3	1,8	0,06
Богатая окисленная руда		50,6 ,	0,13	0,03
Бедная окисленная руда 		39,2	0,20	0,03
Испытание на обогатимость железной руды месторождения Ма-
лый Куйбас проводилось рудоиспытательной станцией Горного
Управления Магнитогорского металлургического комбината. Испы-
66
тывались три пробы магнетитовой руды с содержанием 22,5—41,9%
железа, 0,40—1,29% серы.
В результате испытаний руды методами сухой и мокрой магнит-
ной сепараций разработана технологическая схема обогащения руды
для Магнитогорской дробильно-обогатительной фабрики № 5, вклю-
чающая: дробление руды и три стадии до крупности 25—0 мм, гро-
хочение на классы 25—8 и 8—0 мм, из которых класс 25—8 мм обо-
гащается сухой магнитной сепарацией (выделяется 22% хвостов),
дробится при щели дробилки 7 мм и возвращается на грохот перед
сухой магнитной сепарацией. Промпродукт и руда крупностью 8—
0 мм измельчаются в две стадии до крупности 0,5—0 и 0,2 (0,15) —
0 мм, обогащаются мокрой магнитной сепарацией (две стадии, пять
приемов обогащения), сгущаются и фильтруются. Выход концент-
рата составляет 49,8%,. содержание железа в концентрате 65%,
извлечение железа в концентрате 77,5%.
Содержание химических элементов и окислов в руде и в концен-
трате следующее, %:
Руда 41,8 37,0 17,1
Кон-
центрат 65,0 65,4 25,5
Модуль основности для руды 0,33, для концентрата 0,29; кремневый модуль для руды
3,7, Для концентрата 4,5.
Суроямское месторождение
Суроямское месторождение расположено в Челябинской области.
Титано-магнетитовые руды месторождения содержат: 15% Fe, 1,2%
TiO2, 2—3% Р2О5 и могут использоваться как комплексные руды для
получения железного и апатитового концентрата.
В институте Уралмеханобр испытывалась проба руды месторож-
дения, представленная оруденелыми пироксенитами, состоящими в
основном из пироксена с редкой равномерной вкрапленностью ти-
тано-магнетита, апатита и халькопирита. Кроме основного железно-
рудного минерала титано-магнетита в небольшом количестве при-
сутствуют мартит и гидроокислы железа, из сульфидов — халькопи-
рит, сфалерит, блёклая руда. Нерудные минералы: пироксен, био-
тит, в небольшом количестве присутствуют кальцит, эпидот, сфен,
мусковит, хлорит.
Размер выделений титано-магнетита колеблется от 2 до 0,01 мм,
преобладает 0,2—0,05 мм. Ильменит образует в магнетите микрон-
ные выделения размером 0,002—0,001 мм в виде структур распада
5*	67
твердого раствора, секущие прожилки толщиной от 0,05 —0,01 мм до
0,2—0,1 мм и выделения неправильной формы размером 0,05—0,3 мм.
Аппатит выделяется между зернами пироксена в виде зерен раз-
мером 0,5—0,1 мм, скоплений до 5—1 мм, реже в виде включений в
титано-магнетите размером 0,3—0,02 мм.
Халькопирит встречается преимущественно в виде выделений
размером от 0,001 до 1—5 мм между зернами пироксена и биотита,
реже в виде тонких включений в магнетите.
Испытывавшаяся руда содержала: 15,07% Fe, 8,11% FeO, 37,18
SiO2, 4,43% А12О3, 19,58% CaO, 11,47% MgO, 0,81% K2O + Na2O,
1,22% TiO2, 0,20% MnO, 2,74% P2O6, 0,10% V2O6, 0,002% Cr2O3,
0,42% CuO, 0,037% ZaO, n. n. n.— 1,48, коэффициент основности
0,75, кремневый модуль 8,4.
В результате технологических испытаний намечается трехстади-
альная схема обогащения руды Суроямского месторождения мокрой
магнитной сепарацией при крупности измельчения в первой стадии
2—0 мм, во второй 0,5—0 мм и в третьей — 0,04 мм. По этой схеме
получен железный концентрат, содержащий: 65,8% Fe, 1,55% TiO2,
0,47% V2OS, 0,05% Р. Извлечение общего железа в концентрат 57,4%,
магнетитового — 97,5%. Из хвостов магнитного обогащения, содер-
жащих 1,35% Р и 6,9% Fe флотацией выделяется апатитовый кон-
центрат в количестве 5,4% с содержанием Р2О6 — 36,3% и извле-
чением 79,1%, который может быть использован в качестве удобре-
ния.
Шигирское месторождение
(Шигирский участок Таратошской свиты)
Район Таратошской свиты расположен на западном склоне Южного
Урала в Челябинской области. На площади Таратошского ком-
плекса выявлено четыре рудных зоны: Ушат-Тахтцнская, Шигирская,
Кустальско-Лысогорская и Железо-Черноключенская. Шигирская
рудоносная зона осадочно-метаморфического происхождения рас-
положена на северных и северо-западных отрогах горы Шигир,
имеет протяженность 6 км при ширине 3 км. Глубина залегания маг-
нетитовых кварцитов от 50—100 до 400—800 м.
В институте Уралмеханобр испытывалась проба руды Шигир-
ского месторождения, представленная слабо мартитизированными
магнетитовыми кварцитами полосчатой, прерывисто-полосчатой и
линзовидно-полосчатой текстуры, обусловленной чередованием тем-
ных рудных прослоев, обогащенных магнетитом, и светлых кварце-
вых. Мощность прослойков колеблется от долей до 2—10 мм, преоб-
ладающая мощность магнетитовых, слабо мартитизированных прос-
лойков 1-5 мм. Структура руды тонко- и мелкозернистая.
Преобладающий рудный минерал — магнетит, в меньшем коли-
честве отмечаются мартит в виде тонких каемок и иголочек в зернах
магнетита, гидроокислы железа, гематит и единичные зерна пирита.
Преобладающий нерудный минерал — кварц, в небольшом коли-
,•68
честве присутствуют тальк и редкие зерна дистена, амфибола, био-
тита и мусковита.
Магнетит образует сплошные выделения размером от 1 X 2 до
5 X 20 мм, зернистые агрегаты от 0,5 X 2 до 2 X 6 мм в прослоях
кварца, тонкие (0,01—0,05 мм) включения и прожилки толщиною
0,01—0,02 ММ.	: 
В результате технологических испытаний намечается двухста-
диальная схема обогащения руды Шигирского месторождения, вклю-
чающая мокрую магнитную сепарацию руды крупностью 2—0 мм
(выделяется 27,5% хвостов) и промпродукта крупностью 65—70%
класса —0,074мм. По такой схеме из руды, содержащей 35,6% же-
леза, получили: концентрат, содержащий 70,5% Fe, с извлечением
89% и выходом 45% и хвосты, содержащие 7% Fe, с извлечением
11%. -
Полученные концентраты по содержанию железа и вредных при-
месей пригодны для получения железных порошков марки «А». .?
Рудная база Качканарского горнообогатительного комбината
Качканарское месторождение расположено к северо-западу от
Южного Тагила. Месторождение состоит из двух участков: восточ-
ного — Гусевогорского и западного — собственно Качканарского.
Качканарское месторождение титано-магнетитовых руд, состав-
ляет 80% общих запасов руды месторождений Урала, относится
к разновидности малотитанистых, ванадийсодержащих руд с малым
содержанием железа, чистых по сере и фосфору, близких к само-
плавким (коэффициент основности 0,6—0,7).
Рудные залежи оконтурены по минимальному содержанию же-
леза 14%, при среднем содержании в пределах контура не менее 16%.
Титано-магнетитовое оруденение представлено вкрапленностью
титано-магнетита, магнетита и ильменита в пироксенитах, оливини-
тах, верлитах. Из других рудных минералов присутствуют платина,
золото, пирит, халькопирит, халькозин и др. Нерудные минералы:
пироксен, оливин, амфиболы, шпинель, серпентин, хлорит, эпидот
и др. Химический состав руды, %:
Feo6nj	FeO	Fe2Oa	тю2	v2oa	SiOz	A12O3	СаО	MgO	MnO	к2о+ + n2o	s	p
16,6	8,7	14,4	1,35	0,146	38,7	6,4	16,1	10,9	0,19	0,98	0,006	0,028
Коэффициент крепости 10—12 по'шкале Протодьяконова.
По минералогическому составу и текстурно-структурному строе-
нию руда подразделяется на три типа:
легкообогатимые пироксениты с крупной и средней вкраплен-
ностью титано-магнетита размером 3—1 мм (43% запасов);
69
среднеобогатимые пироксениты с мелкой вкрапленностью титано-
магнетита размером 1—0,2 мм (37% запасов);
труднообогатимые серпентинизированные пироксениты с тонкой
и дисперсной вкрапленностью титано-магнетита размером менее
0,2 мм (20% запасов).
Запасы железной руды по категориям АЦ- ВЦ- СЦ — 6189 млн. т,
С2 — 6100,6 млн. т со средним содержанием железа в руде (в нед-
рах) 16,7%. Запасы руды в контурах карьера Качканарского ГОКа
составляют 1747,6 млн. т.
Испытания обогатимости руд проводил институт Уралмеханобр
[37, 38] и завод «Сибэлектросталь».
Исследования показали, что из руды со средней вкрапленностью
магнетита по технологической схеме, предусматривающей три стадии
мокрой магнитной сепарации с конечной крупностью измельчения
0,1 мм, может быть получен концентрат с содержанием 65% железа.
Проект фабрики был скорректирован на получение концентрата, со-
держащего 63% железа. Тонковкрапленные руды месторождения,
содержащие повышенное количество магнитного железа и серпен-
тина с тонкими включениями магнетита, обогащаются хуже: содержа-
ние железа в концентрате не превышает 56—57%, а содержание же-
леза в хвостах доходит до 8,5%. Из смеси руд различных типов по
проектной схеме были получены концентраты с содержанием от 60 до
62,£% железа.
Для получения концентратов с большим содержанием железа
должны применяться более сложные схемы и более тонкое измельче-.
ние руды до 0,074 мм.
Гороблагодатское рудоуправление
Гороблагодатское рудоуправление расположено на восточном
склоне Урала.
Гороблагодатское рудоуправление разрабатывает: месторожде-
ние горы Благодать, Валуевское и Осокино-Александровское.
Наиболее крупные и интенсивные оруденения приурочены к
Центральному и Южному участкам горы Благодать. Рудное тело
центрального участка сложено главным образом сплошными магне-
титовыми рудами с прослойками рудных скарнов, Южного участка —
сплошными магнетитовыми и вкрапленными рудами.
Выделяются два главных типа руд: оспенные (магнетито-поле-
вошпатовые) и скарновые (магнетито-гранатовые). Оспенные руды
имеют несравненно меньшее распространение.
По степени окисления руды делятся на первичные (магнетиты),
окисленные (мартиты), полуокисленные (полумартиты). Окисленные
руды выработаны. Первичные руды разделяются на сплошные (со-
держание железа более 50%) и скарновые руды: богатые (40% же-
леза), средние (30—40% железа) и бедные (20—30% железа). Корен-
ное месторождение горы Благодать окаймляется полями валунчатых
РУД-
70
Соотношение балансовых запасов перечисленных типов руды:
магнетитовые скарны 77,2%, сплошные магнетиты 17%, окисленные
руды 5,4%, полумартиты 0,4%.
Магнетитовые руды в среднем содержат: 36—37% Fe, 8—18%
Si09, 7-20% СаО, 5-10% Al2Og, 1-2% MgO, 0,20-0,58% S, 0,05-
0,07% P, 0,003-0,008% Co. .
Запасы магнетитовой руды категорий A+B+Ct составляют
142 млн. т, С2 — 17 млн. т руды.
Химический состав руд Грроблагодатского рудоуправления при-
веден в табл. 29.
Таблица 29
Среднее содержание железа, серы, фосфора в рудах
Г оро благо датского рудоуправления
Месторождение	Минералогический тип РУДИ	Среднее содержание (в недрах), %		
		Fe	S	р
Гора Благодать		33,9	0,70	0,07
Центральный карьер	Сплошные магнетитовые			
Южная и Южная II	Сплошные магнетитовые и вкрапленные	27,4	0,70	0,07
Валуевский карьер	Магнетитовые и скарново- магнетитовые	38,3	1,44	0,09
Александровский карьер	Магнетитовые и скарново- магнетитовые	37,8	1,44	0,09
Всего		35,1	0,51	0,10
Высокогорское рудоуправление
В состав Высокогорского рудоуправления входят Высокогор-
ское, Лебяжинское, Естюнинское и несколько небольших месторож-
дений.
Высокогорское месторождение расположено вблизи города Ниж-
ний Тагил и является главным по запасам и промышленному значе-
нию месторождением района.
На месторождении выделяются следующие промышленные типы
РУД:
первичные магнетитовые руды, разделяющиеся на магнетитовые
руды и скарны с содержанием более 55% железа, богатые рудные
скарны с содержанием 30—55% железа, бедные рудные скарны с со-
держанием 15—30% железа;
окисленные руды: полумартиты (47,9—54,5% железа), мартиты
(50—51% железа) и бурые железняки (42,4% железа);
валунчатые руды с содержанием 23,2% железа.
71
В состав магнетитовых руд входят сульфиды, содержащие кобальт
(0,017%) и медь (0,22%). Валунчатые руды содержат от следов до
0,4% фосфора.
Запасы руды по категориям А + В + Сх составляют 120 млн. т,
С2 — 17 млн. т.
Лебяжинское месторождение расположено на северо-восточной
окраине г. Нижний Тагил. Коренные руды месторождения пред-
ставлены магнетитами и рудными скарнами. Имеются окисленные
руды, представленные мартитами и полумартитами. Содержание
основных компонентов в Восточном рудном поясе месторождения:
36,8-56,9% Fe, 0,02-0,16% S, 0,228-0,553% Р; в рудах Запад-
ного пояса: 27,6-43,8% Fe, 0,005-0,1% S, 0,05-0,19% Р.
Запасы месторождения по категориям А + В + Сг составляют
33 млн. т.
 Естюнинское месторождение расположено к северо-западу от
Нижнего Тагила. На месторождении выделяются сплошные магне-
титовые (богатые и бедные) и вкрапленные (богатые и бедные) руды.
Запасы руд категории А + В + Ct — 25 млн. т. В большей части
руд содержится: 38,8% Fe, 0,24% S и 0,22% Р, никеля и кобальта —
сотые доли процента, а меди — десятые доли процента.
Полуночное рудоуправление
Северная группа месторождений Урала
Полуночное рудоуправление расположено в Ивдельском районе
Свердловской области.
Северная группа месторождений Полуночного рудоуправления
объединяет три месторождения: Северное Первое, Северное Второе
и Северное Третье, расположенные в 40— 70 км одно от другого.
Эксплуатируется одно Северное Первое месторождение, остальные
намечены к разработке.
Руды Первого Северного месторождения представлены в основ-
ном магнетитом, встречаются: гематит, гидроокислы железа, пирит,
пирротин. Из нерудных минералов существенное значение имеют
кварц, кальцит. Апатит, локализуясь в отдельных участках, обра-
зует фосфористые руды. Руды разделяются на массивные, кускова-
тые, брекчиевидные и валунчатые. Зона окисления выражена очень
слабо. В рудах карьера Первого Северного месторождения содер-
жится 55,1% Fe, 1,24% S. Значительная часть запасов месторожде-
ния (около 45%) относится к мартеновским рудам.
Запасы месторождения по категориям A -f- В + Сх — 3,3 млн. т.
Рудные залежи Второго Северного месторождения сложены мас-
сивными магнетитовыми рудами, переслаивающимися с богатыми
и бедными рудными скарнами и оруденелыми и неоруденелыми ту-
фами и порфиритами. Среднее содержание компонентов в месторож-
дении, %:
72
Fe	S1O2	A12O3	СаО	MgO	S	р	Си	Со	Zn
45,1	18,0	8,0	3,63	1,76	1,41	0,042	0,21	0,074	0,03
Запасы руд месторождения по категориям А + В + Сх состав-
ляют 13,0 млн. т.
Руды Третьего Северного месторождения представлены сплошными
магнетитовыми железняками с включением скарновых минералов:
граната, эпидота, хлорита, кальцита и сульфидов — пирита и халь-
копирита.
В промышленном контуре месторождения содержится 47,5—
48,4% Fe, 5-12% SiO2, 2,5-5% А12О3, 1-3% СаО, 0,3-0,8% MgO,
до 1% S, 0,016—0,08% Р. Запасы месторождения по категории А -|-
+ В + Сх составляют 25 млн. т, С2 — 10 млн. т.
Богословское рудоуправление
Песчанское месторождение богатых магнетитовых руд располо-
жено на восточном склоне Урала.
В состав Песчанских месторождений входят Северо-Песчанское,
Ново-Песчанское, являющееся продолжением первого (безрудный
участок между месторождениями составляет около 200 м) и Южно-
Песчанское. Рудные тела месторождений сложены магнетитовыми
массивными, полосчатыми и пятнистыми рудами.
Содержание в недрах: 54,5—50,7% Fe, 3,3 — 2,82% S, 0,08—
0,17% Р. Запасы руды по категориям A -f- В + Сх — 181,8 млн. т,
С2 — 26 млн. т.
Институт Уралмеханобр [39] испытывал пробы новой аномалии
Северо-Песчанского месторождения, состоящие из смеси руды и
пород в различном соотношении и являющиеся представительными
для месторождеция. Химический состав и содержание минералов
в пробах приведены в табл. 30.
Руды обеих проб характеризуются крупной вкрапленностью боль-
шинства минералов: магнетита от 0,1 до 3,0 мм, пирита 0,1—15 мм,
пирротина 0,02—2 мм, кальцита — прожилки 2—3 мм, гнезда 20—
50 мм, зерна.0,03—0,08 мм, хлорита, кварца и других от нескольких
микронов до 0,3 мм.
Руды Северо-Песчанского месторождения относятся к легкообо-
гатимым. Из руды крупностью 25—0 мм, содержащей 48,6% же-
леза, выделяется концентрат с содержанием 63,7% железа. Обога-
щение руды по схеме: сухая магнитная сепарация руды крупностью
25—0 мм и мокрая магнитная сепарация промпродуктов, измельчен-
ных до 3 (1) мм и 0,2 мм, позволяет выделить 64,2% концентрата
с содержанием 65,6% железа, 1,5% серы, 0,019% фосфора, при из-
влечении 87% железа в концентрат. Из хвостов мокрой магнитной
73
Таблица 30 '
Состав руд Песчанского месторождения	i
Элементы и окиелы	Содержание, %		Минералы	Содержание, %	
Feo6ux	54,45	48,28	Магнетит	61,3	51,5
FeO	24,56	20,47	Гематит	1,0	1,5
Fe3O3	50,58	45,99	Пирит	5,3	5,0
SiO2	7,90	11,82	Пирротин	0,7	0,6
А12О3	2,57	3,47	Халькопирит	0,21	0,24
СаО	7,03	9,88	Марказит	0,10	0,20
MgO	1,15	. 1,27	Сфалерит	0,15	0,28
MnO	0,19	0,22	Кальцит	11,90	16,70
TiO2	0,18	0,156	Пироксен	1,40	1,62
s	0,015	0,01	Апатит	0,17	0,26
p	0,033	0,049	Гранат	9,15	13,0
Модуль основности	0,78	0,73	Хлорит	6,90	7,80
Кремневый модуль	3,07	3,40	Кварц	1,70	2,70
сепарации крупностью 0,2—0 мм флотацией выделяется пиритный
концентрат, содержащий 46,6% серы и 44% железа, выход концент-
рата 1,7%, извлечение серы 28,9%. Сухой магнитной сепара-
цией выделяются только хвосты, а весь концентрат получается мок-
рой магнитной сепарацией, содержание железа в концентрате повы-
шается до 66,6%.
Концентрат из северо-песчанской руды имеет основность 0,5—0,7.
Высокое содержание серы в концентрате объясняется наличием
пирротина, обладающего магнитными свойствами, и для извлечения
его из магнетитового концентрата необходимо применить флота-
ционное обогащение.
Ново-Песчанское месторождение
Институт Уралмеханобр [39] испытывал четыре пробы руды
Ново-Песчанского месторождения, характеризующие богатые маг-
нетитовые руды (61,13 и 59,84% железа) с малым содержанием серы,
и сернистые, скарново-магнетитовые руды (39,25 и 42,35% железа).
Обогащением этих руд по технологической схеме, включающей
раздельную сухую магнитную сепарацию руды крупностью 25—8
и 8—0 мм (выделяются хвосты) и мокрую магнитную сепарацию
магнитного промпродукта крупностью 2—0 и 80—85% класса
—0,074 мм, получены концентраты с содержанием 64,9—68,4% же-
леза и 0,56—3,5% серы. Флотацией хвостов мокрой магнитной сепа-
рации можно выделить 0,5—7,44% от хвостов медного концентрата
с содержанием 10^16% меди и извлечением 30—50% от хвостов,
и 4,6—13,3% кобальт-пиритного концентрата с содержанием 0,15—
0,36% кобальта и извлечением 41,9—53% от хвостов.
74
Исследовалась проба, характеризующая средний состав руд
Ново-Песчанского месторождения, содержавшая, %:
Fe	FcO	Fe2O3	Si02	ai2o3	CaO	MgO	TiO2	P	s	Co	Gu
45,23	18,45	40,70	13,84	3,46	10,94	1,51	0,25	0,06	1,94	0,01	0,059
Модуль основности 0,72, кремневый модуль 4.
В результате обогащения этой пробы по схеме сухого и мокрого
магнитного обогащения с конечной крупностью измельчения 90—
95% класса —0,074мм получен концентрат с содержанием 68% же-
леза и 1,39% серы; выход концентрата 58,18%, извлечение железа
87,86%, серы 44,17%.
Высокое содержание серы объясняется наличием в руде пирро-
тина, уходящего в магнитный концентрат.
Коллективно-селективной флотацией хвостов магнитного обо-
гащения выделяется медный концентрат в количестве 1,03% от хвос-
тов с содержанием 15,77% меди и извлечением 46,83% от хвостов.
Проектная технологическая схема, показатели обогащения и хи-
мический состав концентрата для руды Ново-Песчанского месторож-
дения такие же, как и для руды Северо-Песчанского.
Теченское месторождение
Теченское месторождение магнетитовых руд расположено в Ку-
нашакском районе Челябинской области. Оно приурочено к скарни-
рованной зоне эффузивно-осадочных пород (порфириты, туфы, из-
вестняки). Месторождение представлено четырьмя залежами, из
которых наиболее разведаны залежи № 3 и 2. Рудная залежь № 3
сложена магнетитовыми и полуокисленными разностями, залежь
№2 — магнетитовыми.
Главными рудными минералами первичных руд является магне-
тит, полуокисленных руд — магнетит, гематит, частично лимонит.
Сульфиды во всех типах руд представлены пиритом, пирротином,
редко халькопиритом и сфалеритом.
Первичные и полуокисленные руды делятся на три сорта: бога-
тые с содержанием более 50% железа, богатые рудные скарны с содер-
жанием 30—50% железа^ бедные рудные скарны, содержащие 20—
30% железа. Руды содержат: 11—28% SiO2, 2,79.—9,3% А12О3,
0,58-2,06% S, 0,03-0,09% Р.
Богатые и бедные рудные скарны распределены неравномерно,
переслаиваются между собою и имеют мощность от сантиметров до
десятков метров.
Запасы железной руды Чеченского месторождения по категориям
А +, В + Сх составляют 55 млн. т, категории С2 — 5 млн. т.
75
Златоустовское рудоуправление
Златоустовское рудоуправление на Южном Урале объединяет
три месторождения: Кусинское месторождение тйтано-магнетитовых
руд. Медведевское месторождение ильменито-титано-магнетитовых
руд и Ахтенское месторождение бурых железняков.
Кусинское месторождение приурочено к интрузивному телу
габро-амфиболитов. Рудные залежи состоят из сплошных руд, пред-
ставленных главным образом магнетитом, ильменитом и незначитель-
ным количеством рутила, пирита и халькопирита. Имеются неболь-
шие залежи вкрапленных руд.
Содержание компонентов в сплошных и вкрапленных рудах, %:
-	Fe	SiO2	А12О3	СаО	MgO	S	Р
Сплошные руды ....	49,29	5,0	5,93	0,73	4,1	0,115	0,013—0,015
Вкрапленные руды . . .	21,5	29,0	12,4	7,1	8,6	0,28	0,017
Запасы железной руды Кусинского месторождения по катего-
риям А + В Сх составляют 1,8 млн. т.
Медведевское месторождение ильменито-титано-магнетитовых
руд с содержанием 21,2% Fe, 0,38% S и 0,06% Р имеет запасы руды
424 млн. т.
Первоуральское рудоуправление
Первоуральское рудоуправление титано-магнетитовых руд рас-
положено к западу от Свердловска.
Руды месторождения представляют включения мелких шлиров,
прожилков и вкрапленников магнетита в горноблендитах со средним
содержанием 15,8% железа. Пределы колебаний содержаний железа
12—20%, кремнезема от 11 до 35%, глинозема от 2,3 до 24%, окиси
кальция от 4,6 до 12,4% , окиси магния от 5,7 до 12,6%.
Около 60% железа находится в виде магнетита, остальное связано
с силикатами.
Запасы железной руды месторождения категорий А + В + Сх
составляют 107 млн. т, С2 — 29 млн. т.
Копайское месторождение
Копайское месторождение титано-магнетитовых руд располо-
жено к югу от г. Тундуш. Среднее содержание железа в руде 36,5%,
запасы руды категорий А + В + Сх составляют 21 млн. т, С2 —
3 млн. т.
Кроме магнетитовых руд, титано-магнетитовых, полумартито-
вых и мартитовых руд на Урале имеется ряд месторождений слабо-
магнитных железных руд: Бакальское (бурые железняки и сиде-
76
риты), Зигазино-Комаровское (бурые железняки и сидериты), Орско- ;
Халиловское (гидрогетиты), Алапаевское (гидрогетиты), Ахтенское
(бурые железняки и сидериты) и др.
§ 7. ЖЕЛЕЗОРУДНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ КАЗАХСТАНА
В пределах Казахстана известны многочисленные месторождения
железных руд различных генетических типов и минерального состава
с общими запасами руды около 12 млрд, т [40].
Наибольшее промышленное значение из них имеют контактово-
метасоматические месторождения магнетитовых руд (Соколовское,
Сарбайское, Качарское и др.) и осадочные месторождения бурых
железняков (Аятский железорудный бассейн, Лисаковское место-
рождение, Приаральская группа месторождений). Перспективными
являются также осадочно-метаморфические месторождения гемати-
товых руд и кварцитов (Атасуйский и Карсакпайский железорудные
бассейны), гидротермальные месторождения сидеритовых и гидро-
гетитовых руд (Абаильское месторождение) и бурые железняки коры
выветривания (Южно-Кемпирсайская группа месторождений).
Рудная база Соколовско-Сарбайского горнообогатительного
комбината
Соколовское железорудное месторождение
Соколовское железорудное месторождение находися в Кустанай-
ском районе той же области. Месторождение разрабатывается откры-
тым способом с 1957 г. ,
Месторождение представляет собою скарново-рудную зону слож-
ного состава, имеющую вертикальное падение, расчлененную про-
слоями пустых пород. Протяженность зоны 7500 м, мощность от
35 до 400 м. В скарново-рудной зоне выделяют первичные и окислен-
ные руды. В зоне первичных руд сосредоточено 99,7 % запасов руды
всего месторождения. Первичные руды подразделяются на вкрап-
ленные, полосчатые, прожилковые и брекчиевидные разности, а по
содержанию железа — на богатые, бедные и убогие. Глубина зоны
окисления колеблется от 10 до 40 м от поверхности.
Главным рудным минералом в первичных рудах является магне-
тит, содержащийся в руде в количестве от 28,5 до 79%. Второстепен-
ные рудные минералы: пирит (кобальтоносный), халькопирит, сфа-
лерит, пирротин, марказит, галенит. Количество пирита 1,5%,
халькопирита до 0,1 %, сфалерита до 0,02% и апатита 1,6%.
Нерудные минералы представлены: актинолитом (1,2—18,9%),
скаполитом (2,2—31,6%), эпидотом (0,5—24,3%), пироксеном (0,9—
3%), хлоритом (2,5—8,5%), кальцитом (3,6—0,4%), альбитом, пла-
гиоклазом.
Основными рудными минералами окисленных руд являются полу-
мартит и мартит, второстепенными — лимонит и продукты окисления
сульфидов — борнит и халькозин.
77
В процессе эксплуатации и изучения месторождения выявлены
следующие разновидности руды Соколовского карьера: амфиболо-
магнетитовая, составляющая 41,6% общего количества руды в
месторождении; эпидото-магнетитовая — 20,4% и скаполито-магне-
титовая — 38%.
В настоящее время разрабатывается только южная часть место-
рождения, включенная в границы Соколовского карьера.
Запасы месторождения категорий А + В + С2 составляют 996
млн. т, С2 — 94 млн. т, всего — 1090 млн. т. Запасы руды в контуре
карьера 230,3 млн. т, подземного рудника — 813 млн. т.
Северная часть Соколовского месторождения будет разрабаты-
ваться подземным способом.
Сарбайское месторождение
Сарбайское железорудное месторождение расположено в Кус-
танайском районе той же области к западу от Соколовского место-
рождения.
Железные руды образуют три залежи: Восточную, Юго-Восточ?
ную и Западную, имеющие простирание, близкое к меридиальному.
Самой крупной залежью месторождения является Восточная. Все
три залежи сложены сплошными магнетитовыми рудами и рудными
скарнами. В верхней части руды местами окислены. Первичные руды
составляют около 95% всех руд месторождения. Они подразделяются
на магнетитовые и колчеданные.
В первичных магнетитовых рудах основные рудные минералы:
магнетит (36,2—57,8%) и пирит (до 6%). Второстепенные рудные
минералы — халькопирит, пирротин, сфалерит, марказит и другие
сульфиды. Первичные магнетитовые руды делятся на сплошные руды
и рудные скарны, отличающиеся количественным соотношением руд-
ных и нерудных минералов.
Окисленные руды подразделяются на мартитовые, полумартито-
вые и валунчатые переотложенные руды. В окисленных рудах ос-
новные рудные минералы — мартит и полумартит, второстепенные —
гематит, лимонит, мушкетовит, халькозин.
В процессе эксплуатации и изучения руды выявлены следующие
разновидности руды Сарбайского месторождения: бедная магнетито-
вая руда в пироксен-скаполитовой породе, содержащаяся в действую-
щем карьере в количестве 30%, такая же руда в пироксен-скаполит-
гранатовой породе — 10%, то же в пироксен-гранатовом скарне —
10%, бедная и богатая магнетитовая руда в эпидот-пироксеновом
скарне — 50%.
Химический и минеральный состав руды Соколовского и Сарбай-
ского месторождений приведены в табл. 31 и 32. ,
В рудах Сарбайского месторождения встречаются следующие ми-
нералы — примеси: цинк, медь, ванадий, кобальт в количестве от
тысячных долей до десятых долей процента.
78
Таблица 31
Химический и фазовый состав разновидностей руды Соколовского
и Сарбайского месторождений
	Соколовское месторождение				Сарбайское месторождение				
Элементы и окислы	Амфиболо-магнито- вая руда	Скаполит-магнети- товая руда	Эпидот-хлорит-маг- нетитовая руда	В целом по место- рождению	Бедная магнетито- вая руда в пиро- кс ен-скал о лит ов ой породе (роговики)	i Бедная магнетито- 1 вая руда в пиро- 1 ксен-скаполит-гра- натовой породе	Бедная магнетито- вая руда в пиро- ксен-гранатовом скарне	Бедная и богатая руда в эпидот-пи- роксеновом скарне	Б целом по место- рождению	!
Fe	51,3	30,2	38,6	40,7	32,3	38,2	39,8	46,3	40,64
FeO	22,3	13,9	16,2	17,8	14,81	15,56	17,23	19,2	17,3
Ре20з	48,8	27,4	37,2	38,3	29,61	37,35	36,68,	44,9	38,7
SiO2	13,7	30,1	21,9	21,6	28,82	20,8	17,04	15,42	20,1
А120з	2,3	10,3	8,4	6,6	8,77	5,03	2,89	3,55	5,2
СаО	5,1	5,1	8,3	5,7	7,63	14,68	11,75	5,5	7,7
MgO	3,6	2,5	4,5	3,3	3,75	1,62	3,11	2,2	2,7
TiO2	0,24	0,67	0,2	0,4	0,4	0,32	0,25	0,32	0,34
MnO	0.19	0,17	0,22,	0,19	—	0,78	0,40	0,17	0,2
Р	0,093	0,043	0,26	0,106	0,035	0,037	0,21	0,28	0,18
S'	0,33	0,08	0,68	0,31	3,2	0,19	1,71	4,25	3,28
Си	0.011	0,011	0,011	0,011	0,028	0,003	0,028	0,04	0,032
Zn	0,011	0,011	0,021	0,013	0,031	0,076	0,018	0,07	0,034
Pb	0,017	0,027	0,024	0,022	0,003	0002	0,002	0,005	0,0038
Ni	0,005	0,0011	0,004	0,003	—	—	—	—	—
П. п. n.	3,63	4,9	2,07	3,8	3,77	2,98	2,15	4,7 ‘	4,0
Модуль основно-	0,547	0,188	0,42	0,32	0,31	0,63	0,77	0,406	0,403
сти									
Содержание же-
леза, связан-
ного с:
магненитом . . .
гематитом и мар-
титом ..........
сульфидами . . .
силикатами . . .
Общее...........
Запасы руды Сарбайского месторождения по категориям А +
+ В + Сх составляют 765 млн. т, С2 — 135 млн. т. Запасы руды в
контурах карьера 638,8 млн. т.
Южно-Сарбайское месторождение расположено в южной части
Сарбайского месторождения, входит в Соколовско-Сарбайский руд-
ный узел. Месторождение представлено первичными магнетитовыми
рудами (97%), в небольшом количестве окисленными и полуокислен}
73
Таблица 32
Минеральный состав руд Соколовского и Сарбайского месторождений
Минерал	Соколовское месторождение				Сарбайское месторождение				
	Амфибол-магнетито- вая руда	Скаполит-магнетито- вая руда	Эпидот -хлорит-маг - нетитовая руда	В целом по месторо- ждению	Бедная магнетитовая руда в пироксен- скаполитовой по- роде	Бедная магнетитовая руда в пироксен- скаполит-гранатовой породе	Бедная магнетитовая руда в пироксен- гранатовом скарне	Бедная и богатая руда в эпидот-пиро- ^сеновом скарне	В целом по месторо- ждению
Магнетит . .	67,06	37,92	47,27	51,95	36,2*	40,3 *	43,0 *	57,8 *	48,11 *
Гематит . . .	2,4	1,6	Доли	1,56	—	—	—	—		
Пирит . . .	0,23	0,15	0,36	0,44	6,1 **	0 4**	3,3 **	8,0 **	6, 2 **
Халькопирит	0,02	0,02	0,01	0,02	—	— -	Доли	—	—
Апатит . . .	0,22	0,2	0,15	0,2'	—	0,1	1,0	—	0,11
Гранат . . .	—	—	—	—	—	30,0	29,2	0,5	6,17
Актинолит	13,45	1,19	18,87	9,9	—	—.	Доли	0,5	0,25
Скаполит . .	2,18	31,56	—	13,0	18,0	8,0		1,0	6,7
Эпидот . . .	0,54	—	24,25	5,17	15,0	—	—	3,0	6,0
Пироксен . .	3,01	Доли	0,89	1,44	20,0	7,0	13,5	9,0	12,55
Хлорит . . .	3,26	8,49	2,51	5,1	——	4,0	7,0	6,0	4,1
Кальцит . .	3,58	6,39	Доли	3,91	—	8,0 '	3,0	6,0	4,1
Сфен ....	0,2	1,56	»	0,69	—	—	—	—	—
Альбит . . .	1,08	—	—	0,45	—	—	—.				
Плагиоклаз	0,34	10,2	4,5	4,93	—	—.	——	8,2	4,1
Хальцедон . .	1,44	Доли	—	0,6	—	0,5	—	—	0,01
Амфибол . .	—	0,1	—	0,04	—	—	—	—	—
* Магнетита и гематита
** Пирита и пирротина
ними. В руде содержится 46,2% Fe, 4,23% S, 0,029% Р. Запасы руды
по категориям А + В + Сх составляют 165 млн. т, С2 — 55 млн. т.
После ввода в действие обогатительной фабрики Соколовско-
Сарбайского ГОКа исследования, проводившиеся институтами
Уралмеханобр, Механобр и лабораторией обогащения ССГ.ОКа, были
направлены на совершенствование' технологии обогащения. Ис-
следованиями установлено, что различные типы руд месторождений
существенно различаются между собою по измельчаемо'сти й обога-
тимости, поэтому для стабильной работы фабрики необходимо соб-
людение постоянного соотношения количества различных типов
руды, поступающих на фабрику. Имеющихся на комбинате средств
усреднения руды на рудниках и фабрике недостаточно.
При измельчении руды Соколовского месторождения до круп-
ности 90% класса —0,074 мм может быть получен концентрат со
средним содержанием железа 67,1%, а из руды Сарбайского место-
рождения со средним содержанием 64,4%.
80
На пяти секциях фабрики, где измельчение руды в последней
стадии измельчения ведется до 94—95% класса —0,074 мм, содер-
жание железа в концентрате составляет 66,51% (1969 г.), а по всей
фабрике — 65,59%.
Исследованиями бедных руд Соколовского и Сарбайского место-
рождений [41, 42, 43] показана возможность получения из руды Со-
коловского месторождения, содержащей 42,8% железа, при конеч-
ной крупности измельчения 80% класса —0,074 мм концентрата с
содержанием 69,6% железа, выход концентрата 55,8%, извлечение
железа в концентрат 90,6%. Из руды Сарбайского месторождения,
содержащей 31% железа, при крупности измельчения 90% класса
—0,053 мм получено 26,8% концентрата с содержанием 65,6% же-
леза и извлечением 56,7%. В концентрате содержится: 0,83% SiO2,
0,53% А12О3, 0,58% СаО, 0,71% MgO, 0,04% Р2О5; модуль основ-
ности 0,95, кремневый модуль 1,56.
Работами институтов Ленинградского горного и Уралмеха-
нобр показана возможность комплексного использования сульфидных
железных руд; построена опытная фабрика для флотационного обо-
гащения хвостов магнитной сепарации.
Обогатимость и измельчаемость соколовской и сарбайской руды
приведены в табл. 33.
Таблица 33
Показатели обогащения соколовской и сарбайской руды
Месторождение и раз- новидность руды	Запасы, %	Содержание железа, %			• Выход концен- трата, %	Извлече- ние железа в кон- центрат, %	Измель- чаемость РУДЫ *
		В руде	в кон- цен- трате	в хво- стах			
Соколовское, 1 ...	41,6	51,35	68,35	11,1	70,4	93,6	2,207
То же, 2			38,0	29,7	65,75	8,0	38,0	84,1	1,087
То же, 3			20,4	38,8	65,3	13,6	49,0	82,1	2,564
В целом по месторо- ждению 		100,0	40,5	67,1	9,6	67,1	89,0	1,883
Сарбайское, 4 ... .	30,0	32,2	56,8	13,4	43,2	76,3	0,695
То же, 5			10,0	37,9	68,5	17,5	40,1	72,4	0,640
То же, 6	.....	10,0	39,2	67,5	16,0	45,0	77,5	1,15
То же, 7			50,0	47,0	66,5	21,8	55,8	79,5	1,60
В целом по месторо- ждению 		100,0	40,87	64,4	18,0	49,4	77,8	0,957
1 -амфиболо-магнетитовая, 2 — скаполит-магнетитовая, 3 —эпи дот-магнетитовая, 4 —
бедная магнетитовая руда в пироксен-скаполитовой породе (роговики), 5—то же, в пиро-
ксен-скаполит-гранатовой породе, 6— то же, в пироксен-гранатовой породе, 7 —бедная
и богатая руда в эпидот-пироксеновом скарне,
* По отношению к руде Дегтярского рудника,
Канарское месторождение
Канарское месторождение находится на западе от г. Кустаная и
к северо-западу от Сарбайского месторождения и является наиболее
крупным месторождением магнетитовых руд Казахстана.
'6 Заказ 478	81
Месторождение имеет две залежи: Северную и Южную. В Север-
ной залежи преобладают вкрапленные руды, подчиненное значение
имеют массивные и рыхлые руды. Южная залежь в центральной
части рудной пачки сложена массивными и порошковатыми рудами,
а близ верхней и нижней части рудное тело представлено вкраплен-
ными рудами. В верхней части залежи в зоне выветривания руды
превращены в мартитовые. Мощность зоны окисления 10—15 м.
Содержание основных компонентов в руде Канарского месторож-
дения приведены в табл. 34.
Таблица 34
Среднее содержание основных компонентов в руде Канарского месторождения
Участок и сорт руды	Среднее содержание, %		
	железа	серы	фосфора
Верхняя зона Северного участка и Южный участок: мартеновская		58,5	0,09	0,04
доменная 		54,5	0,13	0,149
богатая сернистая 		50,9	1,01	0,287
бедная	;	. . . .	35,9	0,32	0,208
убогая 		26,4	0,26	0,191
богатая окисленная		56,1	0,11	0,240
Нижняя зона Северного участка: богатая сернистая 		52,7	1,97	0,342
Запасы руды категорий А + В + Сх составляют 1059 млн. т
С2 — 268 млн. т.
Испытания обогатимости железных руд Канарского месторожде-
ния проводились институтом Уралмеханобр и Ленинградским гор-
ным институтом. Испытывались руды следующих технологических ти-
пов, выделенных на месторождении: мартеновская, малофосфорис-
тая богатая магнетитовая, доменная малофосфористая магнетитовая,
фосфористая богатая магнетитовая и бедная магнетитовая руда.
В результате испытаний и проектной проработки принято реше-
ние о валовой добыче и обработке всей руды с получением концентра-
та, содержащего 65,6% железа. Технологическая схема обогащения
руды валовой добычи, содержащей 36,8% железа, предусматривает:
дробление руды в три стадии до крупности 20—0 мм, грохочение
дробленной руды на классы +6 и 6—0 мм, сухую магнитную сепа-
рацию класса -[-6 мм с выделением хвостов и промпродукта, объеди-
нение класса руды 6—0 мм и промпродукта сухой магнитной сепа-
рации и мокрое магнитное обогащение их в две стадии при крупности
4—0 и 0,1—0 мм с шестью приемами сепарации (из них два приема
перечистки хвостов), сгущение и фильтрацию концентрата. В резуль-
тате обогащения выдается 42,8% концентрата с извлечением в него
железа 88,7%.
82
Концентрат содержит в %:
1?еобщ	FeO	Fe2Os	Sio2	А120з	СаО	MgO	МпО	Т1О,	₽2os	SOa	V2OS
65,6	28,9	61,7	4,02	1,82	0,8	1,0	0,25	0,8	0,031	0,25	0,23
Модуль основности 0,31, кремневый модуль 2,2.
Алешинское месторождение
Алешинское месторождение магнетитовых руд расположено в
Кустанайском районе. Рудные тела трех залежей месторождения —
Восточной, Центральной и Западной сложены незакономерно пере-
секающимися маломощными слоями массивных богатых магнетито-
вых руд, средних и бедных вкрапленных магнетитовых руд и суль-
фидных руд с пустыми породами. Преимущественное распростране-
ние имеют богатые массивные руды (71% запасов), перемежающиеся
с вкрапленными рудами. Мощность рудной зоны 100—150 м. Среди
массивных магнетитовых руд встречаются полосчатые, сложенные
чередующимися полосами крупнозернистого и мелкозернистого маг-
нетита и нерудных минералов. Главный рудный минерал — магнетит,
зерна которого тесно срастаются или разобщены кристаллами пи-
рита, пирротина, халькопирита или нерудных минералов — хлорита
и кальцита. Сульфиды образуют также прожилки и гнезда.
В зоне тектонических нарушений богатые магнетитовые руды
встречаются в виде раздробленных и порошковатых руд. На поверх-
ности магнетитовые руды переходят в мартитовые и полумартитовые.
Нерудные минералы окисленных руд — пироксен, гранат, хлорит,
кальцит. Мощность зоны окисления 2—3 м.
Вкрапленные магнетитовые руды генетически связаны с богатыми
рудами, располагаясь на флангах или обособленными образова-
ниями внутри богатых магнетитовых руд. Вкрапленные руды пред-
ставлены отдельными зернами или агрегатами магнетита, вкраплен-
ными среди вмещающих скарнированных руд. Пирит постоянно об-
наруживается в виде вкрапленников или небольших гнезд. Запасы
балансовых вкрапленных руд 21%, забалансовых — 7%. Среднее
содержание (в недрах): 46,2% Fe, 5,37% S, 0,06% Р. Среднее содер-
жание железа в массивных магнетитовых рудах — 62,23%, во вкрап-
ленныхрудах — 37,55%, в бедных забалансовых — 24,74%. Запасы
железной руды категорий А В Сх составляют 115 млн. т,
С2 — 98 млн. т.
Испытания обогатимости магнетитовой руды Алешинского мес-
торождения проводил институт Уралмеханобр на пробе, отобран-
ной из кернов буровых скважин, пройденных на восточном и запад-
ном участках месторождения. Рудные минералы пробы: магнетит
(главный рудный минерал), пирит и пирротин; нерудные мине-
6*
83
ралы — пироксен, амфибол, карбонаты, кварц, эпидот, хлорит,
мусковит и биотит.
Содержание элементов окислов в пробе, %:
Ге	FeO	Fe2O3	SiO2	А120з	CaO	MgO	s	p
54,51	23,51	51,82	10,36	2,37	5,47	. 1,72	3,74	0,043
Ti	Co	Zn	Pb	Cr	Ni	Ba
0,19 Модул	[0,011 ь основност	0,028 и 0,56, крс	Следы . мневый модул	Следы ь 4,33.	Следы	Следы
„ Сухой магнитной сепарацией из руды крупностью 25—0 мм выде-
лено 12,4% хвостов с содержанием железа 24,13% и промпр'одукт,
содержащий 58,6% железа. Мокрой магнитной сепарацией промпро-
дукта в две стадии при крупности 1 ч- 2 мм и 0,1 мм получено
69,03% концентрата с содержанием 67,9% железа и извлечением
железа общего — 86,29%, рудного — 93,88%. Концентрат содер-
жит, %:
г'еобщ	FeO	Fe2O2	SiO2	А120з	CaO	MgO	Paos
67,9	23,35	71,24	2,0	0,52	0,66	1,41 '	0,043
s	MnO	TiO2	V2O5	Cu	Zn	Co	Pb
0,94	0,09	0,125	0,012	0,016	0,005	0,004	0,012
Хвосты содержат 24% железа, из которых около половины рудного,
главным образом в виде пирита и гидроокислов железа.
Высокое содержание железа, хороший модуль основности и при-
емлемый кремневый модуль благоприятствуют использованию кон-
центрата в металлургии. Сера, содержащаяся в концентрате, ус-
пешно удаляется при агломерации или окомковании.
Куржункульское месторождение
Куржункульское месторождение расположено в Тарановском
районе Кустанайской области.
Рудные тела месторождения сложены магнетитом и рудными скар-
нами. По текстурным особенностям и минеральному составу руды
84
разделяются на массивные магнетитовые, рудные скарны и окислен-
ные. По содержанию железа руды делятся на три сорта: I — свыше-
50%, II от 30 до 50%, III — от 20 до 30%. Основную массу руд
месторождения (около 60%) составляют массивные магнетитовые
руды, около 40% запасов представлены рудными скарнами (в основ-
ном на северо-восточном фланге месторождения) и всего 1,5—2%
окисленными рудами.
Среднее содержание основных компонентов в отдельных сортах
руды, %:
Массивные магнетито-	Железо	Сера	Фосфор
вые руды		55,4	2,44	0,031
Окисленные руды . . .	59,2	0,66	0,058
Богатые рудные скарны	38,5	1,97	0,028
Бедные рудные скарны	25,1	1,47	0,069
Среднее содержание в руде (в недрах) по участкам месторо-
ждения:
Куржункульский учас-	Железо	Сера	Фосфор
ток		47,9	2,23	0,02
Темирский участок . ,	51,55	2,26	0,03
Запасы месторождения	категорий	А + В +	Сх составляют
135 млн. т, С2 — 8 млн. т.
Способ разработки месторождения — подземный. Рудные гори-
зонты обводнены.
В институте Уралмеханобр испытывались пробы руды, пред-
ставляющие богатые массивные, богатые скарновые и бедные скар-
новые руды Куржункульского месторождения (табл. 35).
Сухой магнитной сепарацией при крупности руды 12 (6) мм и мок-
рой магнитной сепарацией промпродукта крупностью 0,3 (0,5) мм
было получено: из богатой руды, содержащей 41,65% железа, 63,07%
—	Таблица 35
Содержание основных компонентов в рудах Куржункульского месторождения
Элементы, окислы	Руда—				
	Массив- ная	Богатая скарновая руда			Бедная скарновая руда
Fe	53,5	42,0	40,96	48,18	21,56
SiO2	9,44	16,96	16,24	11,28	34,32
А1„Оо	4,83	7,78	8,91	5,39	11,08
Cab	4,14	6,22	8,94	6,86	11,26
MgO	4,97	7,68	5,01	4,99	6,56
s	2,07	2,2	2,57	2,06	0,92
p	0,042	0,017	0,066	0,034	0,055
Модуль основности	0,638	0,563	0,555	0,69	0,393
Кремневый модуль	1,95	2,18	1,82	2,2	3,1
85
концентрата с содержанием 59,4% железа и извлечением 89,86%
(концентрат выделялся в обеих стадиях обогащения). Из бедной ру-
ды, содержащей 21, 59% железа, получено 26,95% концентрата с со-
держанием 59,5% железа и извлечением 73,53% (концентрат выде-
лялся только во второй стадии обогащения). В случае обогащения
куржункульской руды по схеме обогатительной фабрики Соколов-
ско-Сарбайского ГОКа (при конечной крупности измельчения 85%
класса —0,074 мм) можно ожидать получения концентрата с содер-
жанием 62% железа, выход концентрата 60,7%, извлечение железа
в концентрат 90%.
Для проектирования обогатительной фабрики рекомендуемая
технологическая схема обогащения куржункульской руды со сред-
ним содержанием 41,5% железа, 2,23% серы, 0,55% фосфора пред-
усматривает: дробление руды в три стадии до крупности 25—0 мм,
сухую магнитную сепарацию дробленой руды, измельчение пром-
продукта в три стадии до крупности 25; 70 и 95% класса — 0,074 мм,
мокрую магнитную сепарацию измельченных промпродуктов в три
стадии с двумя перечистками концентрата в третьей стадии, дешла-
мацию и обезвоживание концентрата. По этой схеме ожидается по-
лучить 59,4% концентрата с содержанием 62% железа и извлече-
нием 88,8%. Концентрат содержит, %:
Fe	1? А сульфид	ГеО	Fe20s	SiO2	А120з	СаО	MgO	МпО	тю2	р 2O5	SO3	vEo6
62,0	0,18 Модуль осн	24,3 ОВНОС1]	61,31 ги 0,54;	4,96 крем!	3,50 1евый м	1,58 эдуль	2,98 1,42.	0,15	0,07	0,04	0,2	0,01
Ирисуйское месторождение
Ирисуйское железорудное месторождение расположено в Чим-
кентской области.
Скарново-магнетитовые рудные тела с пиритом, пирротином
и халькопиритом распространены на контактах интрузивных и оса-
дочных пород. На месторождении разведаны три участка: I, IV и III,
в пределах которых выявлено восемь рудных тел. 77% всех запасов
•сосредоточено в III участке.
Рудовмещающими породами являются известняки, мраморизован-
ные известняки, скарны и в меньшей мере пироксениты.
Рудные тела I и IV участков сложены' халькопирит-магнетито-
выми рудами, среди которых в рудном теле I залегают в виде прос-
лоев, гнезд и линз пирротино-магнетитовые руды. В верхней части
тела I выделяется зона окисленных мартизированных руд. Тело
III участка полностью слагается рудами пирито-магнетитового со-
става.
Главный рудный минерал: магнетит, широко распространены
пирит, халькопирит, пирротин и в зоне окисления — мартит. Вто-
86
ростепенные рудные минералы — кобальтин, сфалерит, галенит,
гематит. Основными нерудными минералами являются кальцит,
доломит, диопсид, полевые шпаты и флогопит.
Среднее содержание по месторождению (в недрах): 49,3% же-
леза, 4,36% серы. Запасы месторождения категорий Сх составляют
38 млн. т, С2 — 289 млн. т.
Испытывалась проба медно-магнетитовой руды, содержащей, %:
59,6Fe, 0,98 Си, 3,62SiO2, 3,74 А12О3, 5,4 СаО, 3,11 MgO, 0,04S,
0,07 Р, 0,03 Со. Железосодержащие минералы составляют 80—82%
руды, из них магнетита 50%, гематита 15%, лимонита 7%. Основ-
ной нерудный минерал — кальцит.
В результате исследований рекомендована магнитно-флотаци-
онная схема обогащения, которая предусматривает выделение маг-
нитного концентрата в две стадии при крупности измельчения руды
60 и 80% класса —0,074 мм, флотацию хвостов магнитного обога-
щения сернистым натрием (3,5 кг/т), бутиловым ксантатом (350 г/т)
и сосновым маслом (30 г/т). По этой схеме получено 82,87% желез-
ного концентрата с содержанием 67,33% железа и извлечением
93,55% и 5,68% медного концентрата с содержанием 10,93% меди
и извлечением 64%.
Концентраты содержат, %:
Железный
концентрат
Медный
концентрат
Fe SiO2 А120з
Au,
г/т
18,0
2,5
Ag,
г/т
9,9
9,2
Модуль основности 0,96; кремневый модуль 0,83.
Вследствие низкого кремневого модуля в магнетитовом концент-
рате последний должен проплавляться в смеси с рудами, имеющими
лучший кремневый тиодуль.
Шагыркульское месторождение
Шагыркульское месторождение магнетитовых руд находится в
Камышинском районе Кустанайской области. Месторождение (кон-
тактово-метасоматического типа) представлено тремя пластообраз-
ными рудными залежами мощностью каждая от 40 до 80 м.
Рудные тела сложены массивными, полосчатыми и вкрапленными
магнетитовыми рудами, залегающими среди эпидото-актинолитовых
и хлоритовых вмещающих пород.
На месторождении выделяются богатые, средние и бедные руды,
тесно перемежающиеся между собой (табл. 36).
87
• Таблица 36
Распространенность разновидностей руды
Шагыркульского месторождения и содержание в них железа,
серы и фосфора
Разновидность руды	Содержание, %			Распространен- ность по место- рождению, %
	Ге	S	Р	
Богатые 	-г	51,75	3,45	0,05	26,1
Средние 		36,50	2,93	0,06	56,9
Бедные 			24,96	1,89	0,07	17,0
Содержание в руде валовой добычи 40,5% Fe, 3,15% S, 0,04% Р.
Главным рудным минералом является магнетит, содержащий
71% железа. Интенсивно развит пирит (с изоморфной примесью
кобальта и никеля) в виде вкраплений, прожилков и гнездообраз-
ных выделений в магнетите и нерудных минералах. Халькопирит
присутствует в незначительном количестве. Главные нерудные ми-
нералы, наиболее тесно связанные с магнетитом,— эпидот, актино-
лит, хлорит.
Запасы руды категорий А + В + Сх составляют 79 млн. т.
Исследование обогатимости руды проводились институтом Урал-
механобр на трех пробах руды: богатой, средней и бедной магнети-
товой руды с содержанием железа соответственно 51,9%, 35,6% и
23,8%. В результате испытаний рекомендована технологическая
схема трехстадиального магнитного обогащения при крупности
25—0 -мм, 2 (1) — 0, и 0,1 мм.
Химический состав рядовой руды, намечаемой для обогащения
(в %):
Fe	FeO	FCjOg	SiO2	А1«Оз	Cao	MgO	MnO	TiO2	s	p	Fe	t x сульфид
40,5	3,15	35,54	20,75	5,32	8,85	4,37	0,05	0,19	3,15	0,04	5,92
Модуль основности 0,51, кремневый 3,9.
Из общего содержания железа в руде (40,5%) в форме магнетита
содержится 34,9%, силикатов — 3%, сульфидов — 2,6%.
Обогащение рядовой руды намечается производить по техноло-
гической схеме, включающей три стадии дробления руды до круп-
ности 20—0 мм, сухую магнитную сепарацию дробленой руды, из-
мельчение промпродукта в три стадии до крупности 20—25% клас-
са —0,074 мм, 65—70% класса —0,074 мм и 90—95% класса
—0,074 мм, мокрую магнитную сепарацию в три стадии при восьми
приемах обогащения,из которых в трех производится перечистка
концентрата, дешламацию и фильтрацию концентрата. По этой
88
схеме получится 52,7% концентрата с содержанием железа 65% и из-
влечением 84,5%.
Химический состав концентрата следующий, %:
Fe	FeO	Fe2O3	SiO2	А!20з	СаО	MgO	MnO	SO3	Р2О„	TiO2	ASgOg
65,0	28,5	61,18	4,69	1,35	1,7	1,21	0,04	0,3	0,01	0,15	0,02
Модуль’основности 0,48, кремневый модуль 3,47.
Сорское месторождение
Сорское месторождение магнетитовых руд относится к контакто-
во-метасоматическому типу.
Рудное поле месторождения делится на два участка — Южный и
Северный. Более крупные запасы железных руд сосредоточены на
Южном участке. Рудные тела имеют линзообразную или столбооб-
разную форму и представляют собой переслаивание магнетитовых
руд, магнетитО-гранатовых скарнов и эпидотовых пород с порфирами
и диоритами.
На месторождении имеется несколько рудных залежей, сложен-
ных в основном неокисленными магнетитовыми рудами,среди кото-
рых выделяются массивные, вкрапленные, прожилково-вкраплен-
ные и брекчиевые руды.
Главные рудные минералы — магнетит (среднее содержание 50—
55%) и пирит (5—6%). Реже наблюдаются марказит, пирротин,
халькопирит, сфалерит и галенит. Размеры зерен магнетита 0,02—
0,2 мм. Преобладающие нерудные минералы: гранат, амфибол, эпи-
дот, пироксен; менее распространены: хлорит, карбонаты, кварц,
полевой шпат.
Запасы руды по категориям А + В + Сх составляют 66 млн. т.
Испытания на обогатимость магнетитовой руды Сорского место-
рождения проводились Северо-Казахским геологическим управле-
нием. На основе их разработана технологическая схема обогащения
РУДЫ.
В руде, которая будет поступать на обогащение, содержится, %:
Fe	FeO	ЕбгОз	^сульфид	SiO2	A12O3	Cao	MgO	TiO2	MnO	s	p	Щелочи
42,4	17,5	37,85	2,3	19,08	3,70	9,72	2,86	0,22	0,10	2,8	0,08	1,0
Модуль основности 0,5 5, кремневый модуль 5,15.
Из общего содержания 42,4% железа в виде магнетита представ-
лено 35,6%, силикатов 4,5% и сульфидов 2,3%.
89
Технологическая схема обогащения предусматривает три стадии
дробления руды, сухую магнитную сепарацию дробленой руды,
измельчение промпродукта в три стадии до крупности 25%, 70% и
95% класса —0,074 мм, мокрую магнитную сепарацию измельчен-
ных промпродуктов в семь приемов (из них две перечистки хвостов),
обесшламливание и фильтрацию концентрата. Выход концентрата
57,9%, концентрат содержит 65% железа, извлечение железа в кон-
центрат 79,5%.
Железный концентрат содержит, %:
Fe	FeO	Fe2O3	SiO2	А120з	CaO	MgO	MnO	TiO2	P2O6	8
65,0	24,3	65,51	4,22	1,20	1,81	1,30	0,09	0,09	0,03	0,27
Модуль основности 0,62, кремневый модуль 3,52.
Адаевское месторождение
Адаевское месторождение находится в Орджоникидзевском рай-
оне Кустанайской области. Месторождение состоит из трех участков
Центрального, Северного и Южного, отстоящих друг от друга на
расстоянии 2,5—9 км. Наиболее разведанными являются Централь-
ный и Южный участки. На Центральном участке имеются две руд-
ных залежи — верхняя и нижняя. Рудные тела разобщены нерудны-
ми прослоями на отдельные пачки. Мощность верхней рудной зале-
жи достигает 106 м, протяженность по простиранию 700 м, по паде-
нию — 400 м. Средняя мощность рудного тела на Южном участке
30 м.	'
Руды Адаевского месторождения представлены массивными маг-
нетитовыми рудами, менее распространены рудные скарны. В верх-
них горизонтах Центрального участка имеется небольшое количество
мартитизированиой руды.
Среднее содержание в рудах Центрального участка, %: 40% Fe,
0,06% 8, 0,08% Р, в рудах Южного участка: 56,5% Fe, 2,47% S,
•0,03% Р. Среднее' по месторождению содержание железа 44,6%.
Запасы руды по категориям В —|- С г составляют 36 млн. т.
Испытания обогатимости железной руды Адаевского место-
рождения проводились институтом Уралмеханобр. Из руды Цен-
трального участка, содержащей 39,7% железа, сухой магнитной
сепарацией руды крупностью 6—0 мм и мокрой магнитной сепара-
цией промпродукта крупностью 0,2—0 мм был получен концентрат
с содержанием 57,7% железа, 0,05% серы, выход концентрата 60,6%,
извлечение железа в концентрат 88,2%. Сухой магнитной сепара-
цией руды Южного участка, содержащей 62,1% железа, крупностью
6—0 мм было получено 83,8% концентрата, содержащего 64,5%
железа и 1,8% серы, с извлечением 87% железа. Концентрат мало
отличается от руды по содержанию железа, содержит много серы и,
90
очевидно, нуждается в дальнейшем обогащении. Из хвостов сухой
магнитной сепарации, измельченных до крупности 0,074 льм, фло-
тацией получен пиритный концентрат с кондиционным содержанием
кобальта. Из сернистых железных концентратов получен агломерат
с низким содержанием серы и фосфора.
Позднее были испытаны две пробы Центрального участка с со-
держанием: 55,6 и 43% Fe, 25,13 и 20,47% FeO, 51,33 и 38,62%
Fe2Os, 8,76 и 16,24% SiO2, 4,19 и 6,78% А12О3, 5,04 и 7,83% СаО,
3,63 и 4,74% MgO, 0,16% Мп, 0,059 и 0,065% Р, 0,08 и 0,12% S,
0,10 и 0,125% ТЮ2.
Рудные минералы проб: магнетит (основной минерал), мартит,
пирит, гематит, халькопирит, гидроокислы железа, нерудные —
гранат, кальцит, эпидот, полевой шпат, турмалин, сфен, амфибол.
Размер зерен магнетита от нескольких микронов до 0,2 льм, агре-
гатов — от 0,3 до 3—4 мм, нерудных минералов от 0,02 до 5—6 мм.
Испытание обогатимости руды обеих проб производилось по тех-
нологической схеме, включающей сухую магнитную сепарацию ру-
ды крупностью 50 (25) — 12 мм и 12—0 мм с выделением кускового
концентрата, хвостов и промпродукта, измельчение промпродукта
до крупности 0,2—0 мм и мокрую магнитную сепарацию с полу-
чением мелкого концентрата и хвостов. Качество и выход концен-
трата, полученного в стадиях обогащения, приведены в табл. 37.
Таблица 37
Результаты обогащения проб руды Адаевского месторождения
Продукты обогащения	Выход, %	Содер- жание железа, о/ /0	Извле- чение железа, %	Выход, %	Содер- жание железа, %	Извле- чение железа, %
	Проба богатой руды			Проба бедней руды		
Исходная руда 		100	55,34	100	100	42,68	100
Концентрат крупностью 50—12 мм		11,89	61,32	13,18	3,44	57,88	4,71
То же, 12—0 дал	. . .	2,37	61,23	2,62	1,31	54,44	1,67
То же, 0,2—0 мм	. . . Концентрат для агломера- ции 		68,86	65,02	80,90	58,87	61,16	84,09
	71,23	64,89	83,52	60,18	60,82	85,76
Общий концентрат . .	83,12	. 64,38	96,70	63,62	60,69	90,47
Общие хвосты		16,88	10,82	3,30	36,38	11,18	9,53
При измельчении руды до крупности —0,074 мм получен концен-
трат из пробы богатой руды с содержанием 68%, из второй пробы —
64,16% железа. В опытах окускования концентратов получен проч-
91
ный агломерат с содержанием 56—59% железа и кондиционным со- 1
держанием серы и фосфора.	|
Из хвостов получен кобальтово-пиритный концентрат с содержа- 1
нием до 2% кобальта.	|
Атансорское месторождение	
Атансорское месторождение расположено в Энбеншильдерском j
районе Кокчетавской области, в 85 км к северо-востоку от железно- i
дорожной станции Макинка.	>	:
Атансорское месторождение контактово-метасоматического типа. ;
Основное рудное тело месторождения, представленное пластообраз-
ной залежью, пологопадающей на север и северо-восток, сложено
амфиболо-гранато-магнетитовыми и существенно-магнетитовыми
скарнами.
Первичные магнетитовые руды месторождения по степени ору-
денения разделяются на три типа:
богатые руды с содержанием 40—48% железа (60% запасов место-
рождения), представляющие собой зернистые магнетитовые руды
с прослойками гранатов, скарнов, эпидота, порфиритов;
бедные руды с содержанием 25—30% железа (15—20% запасов);
убогие руды с содержанием’21—25% железа (10—15%).
Кроме главного рудного минерала — магнетита, в рудах всех
типов содержатся гематит, пирит, пирротин, арсенопирит и в резко
подчиненном количестве — халькопирит, сфалерит и галенит. Не-
рудные минералы — железистые гранаты, роговая обманка, менее
распространенные — зпидот, диопсид, плагиоклаз, хлориты, по-
левой шпат, кварц, сфен, апатит.
Среднее содержание железа По месторождению 40%. Запасы ру-
ды категорий А + В + Ci составляют 45 млн. т, С2 — 10 млн. т.
Среднее содержание в богатых рудах: 0,313% S, 0,042% Р, 0,06%
.As, 0,34% Мп, 0,032% Со, 0,35% TiO2.
В институте Уралмеханобр испытывались пробы богатой, бедной
и убогой магнетитовой руды Атансорского месторождения следу-
ющего состава, %:
	Ге	ГеО	ГеаО3	S1O 2	А120з	СаО	MgO
Магнетитовая руда: богатая 		45,96	21,54	41,79	13,61	9,83	9,83	1,60
бедная 		25,88	13,34	22,18	27,70	10,58	18,32	2,43
убогая 		18,24	10,22	14,73	31,15	13,13	21,53	2,86
Продолжение
	Р2О6	S	МпО	V2O6	тю2	As	Со
Магнетитовая руда: богатая 		0,045	0,41	0,5?	0,045	0,384	0,03	0,021
бедная 		0,10	0,15	0,70	0,041	0,60	0,02	о;ои
убогая 			0,10	0,17	0,99	0,051	0,65	0,02	0,011
Модуль основности соответственно 0,54, 0,54 и 0,55; кремневый модуль 1,4, 2,6 и 2,4.
Содержание железа, связанного с магнетитом и гематитом —
41,53, 21,02 и 10,63% с сульфидами — 0,28, 0,09 и 0,12%, с силика-
тами — 4,14, 4,75 и 6,90%.
Сухой магнитной сепарацией богатой руды выделяется концентрат
и хвосты, а из бедных руд — только хвосты. Результаты обогащения
богатой руды крупностью 50—0 и 25—0 мм близки. Сепарацию бед-
ной руды предпочтительнее производить при крупности 12—0 мм
(меньше потери), а обогащение убогой руды при крупности 50—0 и
и 12—0 мм связано с большими потерями железа в хвостах (табл. 38).
Таблица 38
Результаты сухой магнитной сепарации
Крупность руды, мм	Концентрат			Промпродукт			Хвосты		
	Выход, %	Содержание Ре, %	Извлечение, %	Выход, %	Содержание Ге, %	Извлечение, %	1 Выход, % 1	Содержание Ге, %	'	Извлечение, %
50—12; 12—0	Богатая 21,6 1 61,0		РУДЕ 28,6	1, Fe = 63,5	= 45,6 — 49,25	-46,3 67,5	14,9	12,30	3,9
25—12; 12—0	21,2	60,8	28,2	63,2	48,96	67,8	15,6	11,75	4,0
50-25; 25-8; 8-0	Бедная j 30,14 I 41,5		УД а, 49,5	Fe = 34,60	25,3—25,9% 24,09 I 32,9		35,26	12,6	17,60
12-0	—			78,09	30,30	91,4	21,91	10,2	8,6
50—25; 25—0	Убогая руда, 9,64 I 42,7 I 23,8			Fe = 21,2	17,3—18,7% 22,7 1 27,8		69,16 |	12,1 I	48,4
12-0				43,8	26,8 |	37,3	56,2	12,4 |	62,7
93
Мокрая магнитная сепарация руды может производиться по двум j
схемам: с выделением крупных хвостов сухой магнитной сепарацией, 1
без выделения крупных хвостов в том случае, когда из хвостов маг- ]
нитной сепарации флотацией выделяется сульфидный концентрат. 1
По первой схеме сухой магнитной сепарацией из руды крупностью j
25—0 мм выделяются хвосты, а промпродукт обогащается мокрой ,
магнитной сепарацией в две стадии: из богатых руд при крупности
—1 и —0,2 мм, из бедных и убогих при крупности —0,5 и —0,15 мм. <
По второй схеме вся руда измельчается до крупности —0,2 мм (бо-
гатые руды) и —0,15 мм (бедные руды) и обогащается мокрой маг-
нитной сепарацией; хвосты поступают на сульфидную флотацию
(табл. 39).
Таблица 39
Показатели обогащения богатой и бедной руды
к. Схема обогащения	Пробы	Выход концен- трата ,  %	Содержание железа, %			Извлечение железа в концентрат %
			В руде	в концен- трате	в хво- стах	
С выделением крупных	Богатая	63,6	44,4	63,04	12,08	90,1
ХВОСТОВ	Бедная	23,3	23,76	63,33	11,8	61,90
Без выделения круп-	Богатая	65,4	46,0	63,9	12,1	90,8
ныХ* хвостов	Бедная	29,2	24,73	58,56	10,8	68,90
Концентрат содержит, %: 63,01% Fe, 28,25% FeO, 58,72% Fe2O3,
- 5,32% SiO2, 2,30% A12O3, 1,18% СаО, l%MgO, 0,017% P, 0,15% S,
0,24% Mn, 0,021% V2O6, 10,57% TiO2, 0,005% Co, n. n. n. 1,09, mo-.
дуль основности 0,3, кремневый модуль 2,3.
Флотацией хвостов магнитной сепарацией получен сульфидный
концентрат с промышленным содержанием кобальта.
По предварительной проектной проработке на обогатительную
фабрику будет поступать руда с содержанием железа 41,4% и вы-
даваться концентрат с содержанием, %:
Ге	SiOs	A12O3	СаО	MgO	Р2О6	SO3
63,5	4,3	1,62	2,0	0,9	0,07	0,8
Модуль основности 0,49, кремневый модуль 2,69. Выход концентрата принят 54,4%.
Месторождение Западный Кара-Джал
Месторождение Западный Кара-Джал находится в Карагандин-
ской области. В рудоносной толще среди красноцветных известняков
залегают пласты гематитовых, магнетитовых, марганцевых, бедных
железных и железно-марганцевых руд. Гематитовые руды содержат
94
52,84% железа, магнетитовые — 51,82%, бедные железные — 35,8%,
марганцевые — 6,37% и 26,92% марганца, бедные железно-марган-
цевые — 10,44%, марганца — 9,05%. Содержание серы в гематито-
вых и магнетитовых рудах не превышает 0,26 %, в бедных железных
рудах — 0,31%. Содержание фосфора 0,02—0,032%, мышьяка —
0,009—0,02%. Запасы железной руды по категориям А + В + Сх
составляют 316 млн. т, С2 — 58 млн. т.
На месторождении будут добывать мартеновскую руду, содержа-
щую 58,7% железа, доменную — 52,3% железа и магнетитовую сер-
нистую — 53,7% железа; содержание фосфора 0,1—0,15%, серы
и мышьяка (в магнетитовой руде) — 0,7% и 0,01 %, модуль основ-
ности 0,17—0,12.
Подготовка к плавке мартеновской и доменной руды заклю-
чается в дроблении и грохочении; крупные классы являются марте-
новской и доменной рудой, мелкие — аглорудой. Магнетитовая сер-
нистая руда дробится и классифицируется грохочением на куско-
вую руду 60—10 мм и аглоруду (10—0 мм), либо вся дробится до
крупности 10—0 мм и используется как аглоруда.
Бедная сернистая руда (53,7% железа) может обогащаться по схе-
ме, включающей дробление руды до 10 мм и обогащение сухой маг-
нитной сепарацией (выделяется концентрат), измельчение промпро-
дукта до 3 мм и выделение концентрата мокрой магнитной сепара-
цией, измельчение промпродукта до крупности —0,15 мм и обогаще-
ние мокрой магнитной сепарацией (выделяются концентрат и хвосты).
Суммарный концентрат содержит 63,4% железа, выход, концентрата
76%, извлечение железа 89,8%. Хвосты содержат 23% железа.
Месторождение Кень-Тюбе
Месторождение магнетитовой руды Кень-Тюбе находится в Ка-
рагандинской области. Руды месторождения локализованы в скар-
нах, приуроченных к верхней части вулканогенно-известняковой
пачки. В рудном теле № 2 (всего выделяется пять рудных тел) сосре-
доточено более 90% запасов месторождения. На месторождении
выделяются окисленные руды (3% запасов) и первичные (97% запа-
сов). Окисленные руды распространены в среднем до глубины 15 м
и представлены мартитом и скарновыми минералами. Главный руд-
ный минерал первичных руд — магнетит. С ним связано от 60 до
95% железа, содержащегося в руде. С сульфидами (пирротин, пирит
и в незначительном количестве халькопирит, галенит, сфалерит, ар-
сенопирит, марказит) связано от 1 до 6% железа, с железистыми си-
ликатами от 3 до 30%. Нерудные минералы представлены гранатом,
амфиболом, пироксеном и менее распространенными — хлоритом,
эпидотом, кварцем и кальцитом.
В руде содержится от 20 до 67% Fe (в среднем составляет 53,5%),
от ничтожных количеств до 40% SiOa, 0,1—8,5% А12О3, 0,18—11,8%
СаО, 0-2,3% MgO,. 0,03-0,19% Р, 0,08—2,89% S в среднем 1,7%,
0,005% Со (в пирите около 0,15%), 0,02% РЬ.
95
Запасы руды по категориям А + В + Сх составляют 76 млн. т,
Са -- 35 млн. т, в контуре карьера 21,5 млн. т, из них магнетито-
вой — 19,3 млн. т, окисленной — 2,2 млн. т.
Исследование руд на обогатимость производилось на 12 пробах
руды с содержанием от 20 до 67% железа. На основании этих работ
были рассмотрены два варианта подготовки и плавки руд месторо-
ждения Кень-Тюбе: вариант 1-й —валовая обработка всей руды,
вариант 2-й— раздельная обработка богатых и бедных руд.
При валовой добыче и обогащении на фабрику будет поступать
руда с содержанием 58,6% железа и 2,64% серы. Из руды валовой
добычи крупностью 8—0 мм сухой магнитной сепарацией выделяется
81,5% концентрата с содержанием 61,5% железа и извлечением
93,5%. При раздельной добыче руд на фабрику будут поступать при-
мерно в равном количестве богатая руда со средним содержанием
61,3% железа и 2,15% серы и бедная руда с содержанием 46% желе-
за и 3,13% серы. Из богатой руды крупностью 8—0 мм сухой магнит-
ной сепарацией выделяется 87,2% концентрата с содержанием 67%
железа и извлечением 95,4%.
Для бедных руд рекомендуется технологическая схема, включа-
ющая сухую магнитную сепарацию руды крупностью 8—0 мм и мо-
крую магнитную сепарацию промпродукта, измельченного до круп-
ности 0,5—0 мм (выделяются ^хвосты) и 0,1—0 мм (выделяется кон-
центрат), сгущение, фильтрацию и сушку концентрата. По такой
схеме выделяется 58,8% концентрата с содержанием железа 67%.
Химический состав концентратов различного качества, %:
^еобщ	FeO	FC2O3	SiO2	А120з	Cao	MgO	TiO2	p2o5	S	MnO	СГ2О3
61,5	25,5	i 1 54,28	7,4	1,9	2,8	0,6	0,19	0,17	2,52	0,4	0,61
67,0	28,5	59,1— 55,8	2,9	1,3	1,2	0,364— 0,4	0,18— 0,15	0,15- 0,18	2,0— 3,5	0,38— 0,22	
Модуль основности 0,36 и 0,37, кремневый модуль 3,9 и 2^2. Сера удаляете* из кон-
центрата при агломерации.
Месторождение Чокадам-Вулак
Чокадам-Булакское месторождение находится к северо-востоку
от г. Ленинабада, Таджикской ССР, расположено на южном склоне
Кара-Мазарских гор и представлено отдельными участками, распо-
ложенными на расстоянии 8—20 км друг от друга. Разведаны Вос-
точный, Центральный, Западный, Северный и Актошский участки.
Рудные зоны сложены амфиболо-пироксено-гранатовыми скар-
нами с вкрапленностью магнетита.
Руды в основном массивные, реже вкрапленные и состоят из маг-
нетита, скарновых минералов, пирита, гематита, галенита, сфале-
рита и халькопирита. Зона окисления отсутствует.
96
Восточный участок сложен амфиболо-пироксено-гранатовыми
скарнами и представлен первичными сульфидно-магнетитовыми ру-
дами, составляющими 99% общих запасов. Кроме железа на Восточ-
ном участке в скарново-рудной зоне обнаружен кобальт в количест-
ве от 0,03 до 0,6%. Содержание серы в руде 0,2%, фосфора — 0,07%.
Среднее содержание железа в рудах месторождения 39,5%.
Запасы руды составляют 60 млн. т.
Испытания пробы руды Восточного участка месторождения про-
водились институтом Уралмеханобр. Рудные минералы пробы пред-
ставлены магнетитом (56%), гематитом (0,50%), пиритом (0,31%),.
сфалеритом (0,06%), галенитом (0,017%), халькопиритом (0,06%),
нерудные — эпидотом (15%), амфиболом (8%), гранатом (5%), квар-
цем (5%), полевым шпатом (3,66%), пироксеном, хлоритом, карбо-
натами (по 2%), апатитом (0,4%). Содержание железа в магнетите
72%. Химический и фазовый анализ пробы руды Чокадам-Булак-
ского месторождения следующий, %:
Fe	FeO	Fe2O3	SiO2	A12C3	Cao	MgO	p205	s
45,93	20,35	43,12	20 46	4,33	7,66	2,09	0,160	0 21
MnO	TiO2	Cr2Os	Co	Cu	Pb	Zn	П. n. n.
0,20	0,28	0,004	0,03	0,02	0,015	0,04	1,02
Модуль основности 0,39, кремневый модуль 4,8.
Содержание железа в виде магнетита и гематита 41,36%, сульфи-
дов — 0,17%, силикатов — 4,33%.
На основе проведенных испытаний предложены две схемы обо-
гащения руды: первая — сухая магнитная сепарация руды круп-
ностью 25—12 и 12—0 мм для выделения концентрата, хвостов и
промпродукта, мокрая магнитная сепарация промпродукта, измель-
ченного до крупности —3 мм (разгрузка мельницы) и —0,1 мм (слив,
гидроциклона); вторая — мокрая магнитная сепарация всей руды,,
измельченной до крупности —3 мм (слив мельницы) и —0,1 мм (слив
гидроциклона). Показатели обогащения по двум технологическим:
схемам приведены в табл. 40.
Сухой магнитной сепарацией выделяется мартеновский концент-
рат, но получается большое количество (28%) концентрата с низким
содержанием железа (53%). Мокрая магнитная сепарация всей руды
обеспечивает получение концентрата с содержанием 66,56% Fe.,
0,029% S, 0,012% Р, 0,04% Мп, 4,58% SiO2, 0,52% А12О3,1,81% СаО„
2,46 MgO. Модуль основности 0,43, кремневый модуль 8,8.
7 Заказ 478
97
Таблица 40
Результаты обогащения руды Чокадам-Булакского месторождения
Технологическая схема	Продукт крупностью, мм	Выход, %	Содержание, %			Извлече- ние железа, %
			Fe	S	Р	
Сухая и мокрая	Концентрат 25—12	23,1	60,46	0,20	0,032	30,2
магнитная сена-	Концентрат 12—0	28,0	53,04	0,23	0,051	32,2
рация	Концентрат 0,1—0	19,8	63,46	0,05	0,029	27,3
	Общие хвосты	29,1	15,4	0,31	0,142	9,3
	Исходная руда	100,0	46,21	0,21	0,072	100,0
Мокрая магнитная	Концентрат 0,1—0	61,10	66,56	0,029	0,024	88,40
сепарация	Хвосты	38,90	13,90	0,49	0,147	11,60
	Исходная руда	100,0	46,03	0,21	0,072	100,0
Сульфидной флотацией хвостов магнитной сепарации получен
коллективный сульфидный концентрат с содержанием 0,46% Со,
45,2% S, 3,83% Zn, 1,98% Pb, 0,58% Си.
Себестоимость концентрата, полученного по схеме мокрой маг-
нитной сепарации всей руды, 5 р. 82 к. за 1 т.
§ 8. ЖЕЛЕЗОРУДНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ЗАПАДНОЙ СИБИРИ
Подавляющая часть запасов железной руды Западной Сибири
сосредоточена в месторождениях магнетитовых руд Горно-Шор-
ского железорудного района, к которым относятся: Таштагольское,
Шерегешевское, Шалымское, Темир-Тау, Одра-Башское, Казское,
Сухаринское, Ташелгинское и другие месторождения. Значительны-
ми запасами обладают Ампалыкское, Белорецкое (Алтайский край),
Инское (Алтайский край), месторождения Западной Сибири [44].
Месторождения Горной Шорин
Месторождения железных руд Горной Шории представлены маг-
нетитовыми и в меньшей степени мартитовыми и полумартитовыми
рудами контактово-метасоматического типа. Месторождения при-
урочены к областям широкого распространения карбонатных пород
среди эффузивных песчано-сланцевых толщ. Содержание железа в
рудах колеблется от 40 до 50%, снижаясь в отдельных случаях до
35—37%. Большая часть руд — сернистая с примесью цинка, до-
ходящей в некоторых рудах до промышленного содержания. Встре-
чаются кобальтовые руды.
Т аштаголъское месторождение
Таштагольское месторождение расположено в Таштагольском
районе Кемеровской области. Руды Таштагольского месторождения
представлены магнетитами; окисленные руды верхних горизонтов
98
отработаны. Главным рудным минералом является магнетит, под-
чиненное значение имеют гематит, лимонит, псиломелан и сульфиды.
Нерудные минералы представлены гранатом, кальцитом, хлоритом,,
эпидотом. Руда в среднем содержит 41,5—49,2% Fe, около 14% SiO2,
4,94% А12О3, 1,43% MgO, 10,33% CaO, 0,19% S, 0,06-0,19% Р,
0,07% Zn.
Руды Таштагольского и других месторождений Горной Шории
обогащаются сухой магнитной сепарацией на дробильно-обогатитель-
ных фабриках рудников, и магнитный продукт отправляется на
Мундыбашскугб обогатительную фабрику, где обогащается мокрой
магнитной сепарацией.
Вблизи Таштагольского месторождения расположено Кочурин-
ское месторождение магнетитовой руды.
Запасы Таштагольского месторождения с Кочуринским участ-
ком по категории А-)- В + Сх составляют 157 млн. т, С2 — 59 млн. т..
Шалымское месторождение
Шалымское месторождение и рудник расположены в Таштаголь-
ском районе Кемеровской области.
Основные запасы месторождения представлены магнетитовыми
рудами, содержащими в среднем 45,1% Fe, 11% SiO2, 3,59% А12О3,
6,05% CaO, 2,49% MgO, 1,1% S, 0,06% Р, 0,6% Zn, 0,005% Со. На
месторождении имеются рудные скарны с содержанием: 23,4% Fe,.
0,67% S, 0,06% Р, 0,08% Zn.
Среднее содержание в руде (в недрах): 44,7% Fe, 1,11% S,
0,06% Р.
Запасы железной руды месторождения по категориям А ф- В ф-
ф- Сх составляют 5,4. млн. т.
Шерегешевское месторождение
Шерегешевское месторождение и рудник расположены в Ташта-
гольском районе.
На месторождении преобладают магнетитовые руды. Полумарти-
товые и мартитовые руды составляют всего 0,6% запасов.
Преобладающими минералами являются: рудными — магнетит,
нерудными — гранат и везувиан.
Шерегешевские магнетитовые руды отличаются повышенным со-
держанием серы и цинка. В руде содержится: от 30 до 60% Fe, от
0,04 до 4% S, от 0,03 до 0,064% Р, от 0,04 до 2,7% Zn. Среднее содер-
жание в руде (в недрах): 38,2% Fe, 1,26% S, 0,11 % Р.
Запасы руды категорий А ф- В ф- Сх составляют 239 млн. т„
С2 — 29 млн. т.
Месторождение Темир-Тау
Месторождение и рудник Темир-Тау расположены в Таштаголь-
ском районе Кемеровской области. Месторождение разрабатывается
подземным способом. Наиболее широко на месторождении распро-
7*	99
странены магнетитовые руды и незначительно полумартитовые и мар-
титовые руды зоны окисления, в значительной мре выработанные.
Среднее содержание в руде (в недрах): 42,7% Fe, 1,86% S,
0,14% Р.
Запасы железной руды категорий А + В + Сх составляют
6 млн. т.
Казеков месторождение
Казское месторождение и рудник расположены в Таштагольском
районе Кемеровской области, в 100 км от Новокузнецка. Месторо-
ждение представлено магнетитовыми и сульфидно-магнетитовыми ру-
дами. Окисленных руд на месторождении очень мало. Главным руд-
ным минералом является магнетит. Нерудные минералы представ-
лены известняками, песчаниками и песчано-глинистыми породами.
Среднее содержание в руде: 42,7% Fe, 1,86% S, 0,14% Р. Запасы
железной руды категорий В 4- Cj составляют 66 млн. т, С2 —
17 млн. т.
г
Сухаринская, группа месторождений
Сухаринская группа железорудных месторождений располо-
жена в Таштагольском районе Кемеровской области.
Рудно-скарновая зона Сухаринской группы месторождений имеет
простирание 7 км, среднюю ширину 1,2 км, представлена двена-
дцатью рудными телами, объединенными в четыре месторождения:
Аргыш-Таг, Сухаринское, Кедровское и Самарское.
Руды месторождений представлены магнетитами, постоянно при-
сутствует пирит. Окисленные руды составляют 6% от общих за-
пасов.
Из месторождений Сухаринской группы выделяется Самарское
месторождение, единственное месторождение Горной Шории, на ко-
тором добывают мартеновские руды.
Руды Самарского месторождения представлены первичными и
окисленными разностями. Окисленные мартитовые руды состав-
ляют 47% запасов месторождения.
Первичные рудные минералы делятся на магнетитовые и суль-
фидно-магнетитовые. Главным рудным минералом первичных руд
является магнетит. Нерудные Минералы представлены кальцитом и
гранатом. Главным рудным минералом мартитовых руд является
мартитизированный магнетит, второстепенными — гематит и пирит.
Среднее содержание в магнетитовой руде (в недрах) Сухаринской
группы месторождений: 46,9%. Fe, 2,31% S, 0,04% Р, в мартитовой
руде 53,1% Fe, 0,06% S, 0,07%Р.
Запасы железной руды месторождений категорий В + Сх состав-
ляют 46 млн. т, С2 — 11 млн. т.
100
Ташелгинская группа месторождений
Ташелгинская группа месторождений расположена в западной
части Горной Шории между реками Томь и Мрассу. Месторождение
разделяется на несколько участков, наиболее крупными из которых
являются: Кон-Tay, Монгол и Мраморный. Наибольшую промышлен-
ную ценность представляют участки Кон-Tay и Монгол.
По минералогическому составу руды разделяются на преиму-
щественно магнетитовые и скарново-магнетитовые. В рудах обоих
типов много сульфидов. Основной рудный минерал — магнетит, в зоне
выветривания гематит и лимонит. Нерудные минералы — пироксен,
роговая обманка.
Среднее содержание в руде (в недрах): в магнетитовой руде:
38,6% Fe, 3,36% S; в окисленной руде: 50,6% Fe, 0,18% S.
Запасы железной руды категорий В + Сх — 55 млн. тп, С2 —
24 млн. т.
Абаканское месторождение
Абаканское месторождение расположено в северо-восточных от-
рогах Западного Саяна, на юге Красноярского края.
Состав рудных залежей в основном магнетитовый, наблюдается
переслаивание магнетитовых и глинистых сланцев. Зона окисления
пространственно не выделяется.
Из имеющихся разновидностей магнетитовой руды наибольшее
распространение имеют массивные и полосчатые руды.
Основная часть запасов лежит ниже уровня существующего карь-
ера и подлежит разработке подземным способом.
Среднее содержание в руде (в недрах) следующие, %:
Fe	S1O2	А1а03	Cao	MgO	S	p	Co	Zn	Аз	Sn
45,2	14,0	4,25	4,14	2,35	2,39	0,19	0,021	0,018	0,013	0,031
Запасы железной руды категорий A + B + Ci 67,7 млн т.
Тейская группа месторождений
Тейская группа месторождений, включающая Тейское, Абагас-
ское, Ельген-Тагское и др., расположена к западу от г. Абакана. .
Носителями магнетитового оруденения являются флогопито-кар-
бонато-серпентиновые породы. Рудные тела сложены магнетитом и
оруденелыми скарнами. В составе рудных зон важную роль играют,
кроме магнетитовых руд и скарнов, различные метасоматиты, ре-
ликтовые обломки и блоки известняков, доломитов, сланцев, диа-
базов, граносиенитов и др.
В Тейском месторождении преимущественное распространение
имеют серпентино-магнетитовые и в меньшей мере карбонатно-маг-
101
нетитовые руды. Руды месторождения характеризуются невысоким
содержанием' железа, высоким содержанием окиси магния (около
16%), высокой основностью, присутствием цинка, вольфрама, ти-
тана, марганца, кобальта и молибдена.
Основным рудным минералом Ельген-Тангского и Абагасского
месторождений является магнетит и в меньшей мере гематит. Неруд-
ные минералы представлены серпентином, карбонатом, флогопитом
и др.
Среднее содержание в балансовой руде (в недрах) Тейского,
Ельген-Тагского и Абагасского месторождений: 33,3% Fe, 0,66% S,
0,05% Р, 0,02% Zn. Модуль основности 0,89, кремневый модуль
2,54.
Запасы железной руды по категориям В Сх составляют
232 млн. т, С2 — 36 млн. т, в контурах карьера — 146 млн. т.
Испытание на обогатимость руд месторождений Горной Шорин
Руды месторождений Горной Шории — Темир-Тауского, Шалым-
ского, Шерегешевского, Таштагольского и Казского наряду с Абакан-
ским и Тейским месторождениями обогащаются сухой магнитной сепа-
рацией на прирудничных фабриках, а промпродукты сухой магнит-
ной сепарации измельчают и обогащают мокрой магнитной сепара-
цией на Мундыбашской и Абагурской центральных обогатительных
фабриках.
Руды месторождений Горной Шории характеризуются средней
и мелкой вкрапленностью магнетита: 0,1—0,5 мм в рудах Темир-
Тауского, Шалымского и Шерегешевского месторождений, 0,05—
0,3 мм в рудах Таштагольского месторождений [45], На основании
исследований обогатимости руд и опыта работы обогатительных фаб-
рик рекомендуется сухая магнитная сепарация дробленой руды и
две стадии мокрой магнитной сепарации измельченных промпро-
дуктов. Необходимая крупность измельчения промпродуктов сухой
магнитной сепарации для получения концентратов с содержанием
59—60% железа для руд месторождения: Темир-Тауского 0,2—0 мм,
Таштагольского 0,1 (0,074) — 0 мм, Шалымского 1—0 мм., Шере-
гешевского 1—0 мм, Казского 0,2—0 мм.
Исследования по определению целесообразной глубины обогаще-
ния проводили институт ВОСТНИГРИ и Кузнецкий металлурги-
ческий комбинат [46].
Основой для определения целесообразной глубины обогащения
являлись металлургическая ценность концентрата, стоимость чугуна
и приведенные затраты. При этом учитывалась возможность полу-
чения кобальт-пиритного концентрата из шерегешевских и абакан-
ских руд.
При производстве расчетов принималась (рис. 3) доля участия
каждого рудника и фабрики в снабжении Кузнецкого металлурги-
ческого комбината железорудным сырьем.
102
Рис. 3. Схема снабжения Кузнецкого металлургического комбината железорудным сырьем
Кобальтоносные пиритсодержащие руды Шерегешевского и Аба-
канского месторождений обогащаются на Абагурской фабрике № 1.
Труднообогатимые руды Тейского месторождения направляются
на обогатительную фабрику № 2, построенную для обгащения этих
руд. Руды остальных месторождений обогащаются на Мундыбашской
фабрике.
Для руд, обогащающихся на Абагурской фабрике, рассмотрены
четыре схемы двухстадиального обогащения с различной конечной
крупностью измельчения. Для руд, обогащаемых на Мундыбашской
фабрике, рассмотрено пять схем обогащения с различной крупностью
измельчения. Для руд Тейского месторождения принята проектная
схема и показатели обогащения.' Для Таштагольской руды рассма-
тривается обогащение на обособленной фабрике типа Абагурской.
Наименьшая себестоимость чугуна (34,20 руб!т) и приведенных
затрат (34,03 руб!т) получена при содержании железа в абагурской
концентрате 65,7% , в мундыбашской 64%, в концентрате из тейских
руд.56 % и при обогащении доменной руды до 66,7 %.
Обогащение таштагольской доменной руды до 60% железа, при
равноценном обогащении других руд, приводит к снижению себестои- .
мости чугуна на 0,27 руб/т и приведенных затрат на 0,34 руб!т.
Глубокое обогащение всех руд, включая таштагольскую домен-
ную, приводит к снижению себестоимости чугуна на 0,77 руб!т и
приведенных затрат на 0,89 руб[т от современного уровня обога-
щения.	.
Для производства концентрата целесообразного качества Аба-
гурская и Мундыбашская фабрики реконструируются.
Испытание обогатимости руды Сухаринского месторождения про-
водилось на пробе, содержащей 47,36% Fe, 19,6% FeO, 45,2%.
Fe2O3, 13,93% SiO2, 1,50% A12O3, 10,66% СаО, 2,08% MgO, 0,08%
TiO2, 0,06% Mn, 0,03% P2O6, 4,20% S, 0,54% суммы щелочей, 0,01%
Co, 0,1% Cu, n. n. n. 0,84%; модуль основности 0,83, кремневый мо-
дуль 9,3.
Для обогащения руды рекомендована технологическая схема,
которая предусматривает дробление руды до 8 мм, сухую магнит-
ную сепарацию с выделением крупного концентрата, измельчение
промпродукта до крупности 60—80% —74 мм и мокрую магнитную
сепарацию с выделением мелкого концентрата и хвостов. По этой
схеме получено 64,43% концентрата с одержанием 62,46% железа,
4,48% серы с извлечением 85,63% и 66,62% серы.
Концентрат содержит, %:
Fe	Feo	Fe2Os	SiO3	А12Оз	Cao	MgO	Mn	P2O6	s
62,46	26,7	59,4	3,53	3,33	4,1	1,36	0,06	0,059	4,16
Модуль основности 0,8, кремневый модуль 1,1.
10'4
Испытания обогатимости магнетитовых железных руд Абакан-
ского месторождения проводили институты Механобр, Уралмеха-
нобр и научно-исследовательская лаборатория Кузнецкого метал-
лургического завода. Испытывались богатые руды (50,2—54,5%
железа), рядовые (40,5—44,5% железа) и бедные (27,8—37,7% же-
леза), магнетитовые сернистые руды, магнетитовые многосернистые
кобальтосодержащие руды (27,4—54,8% железа, 0,02—0,028% ко-
бальта).
В результате испытаний предложена технологическая схема обо-
гащения руды сухой магнитной сепарацией на прирудничной фаб-
рике и промпродукта мокрой магнитной сепарацией на Центральной
обогатительной фабрике. Конечная крупность измельчения
0,5 (0,2) мм. По этой схеме ожидается получить из руды, содержащей
43,4%"Fe, концентрат с содержанием 59,3% железа, выход концент-
рата 63%, извлечение железа в концентрат 86,1%, содержание же-
леза в хвостах 16,3%.
Концентрат содержит, %: -
Геобщ	ГеО	Fe2Os	SiO2	A12O3	СаО	MgO	MnO	TiO2	SO2	₽so6	ZnO	П.п.п.
59,3	20,0	62,43	7,5	1,8	2,4	1,7	0,2	0,13	2,25	0,23	0,05	1,3
Модуль основности 0,44, кремневый модуль 4,16.
При более тонком измельчении абаканской руды могут быть полу-
чены концентраты с более высоким содержанием железа. Разрабаты-
ваются технологические схемы обогащения для получения богатых
концентратов.
Наиболее труднообогатимой является руда Тейского месторож-
дения.
Весьма тонкая вкрапленность магнетита, тесное взаимное. про-
растание серпентина и магнетита и наличие в магнетите изоморфно
связанных магния и глинозема (6—7%) не позволяют получать бо-
гатые концентраты из руд Тейского месторождения.
Содержание железа в концентрате обогащения тейской руды
в зависимости от крупности измельчения следующее: 70% класса
—0,074мм — 55,8?Ф (проектное качество), 80% класса —0,074 мм —
57%, 100% класса —0,074мм — 59%.
Наиболее высокое содержание железа отмечается в концентрате,
полутенном из серпентино-карбонатно-магнетитовой руды, наибо-
лее низкое — в концентрате из серпентино-магнетитовой руды. Наи-
более бедные хвосты и наиболее высокое извлечение железа в кон-
центрат получаются из серпентино-магнетитовой руды, наиболее
богатые хвосты и низкое извлечение железа — из серпентино-маг-
нетито-гематитовой.
105
Содержание железа в хвостах незначительно изменяется от
колебания крупности измельчения руды в широких пределах, изме-
няется лишь их выход (на 10—18%). В большинстве случаев куско-
вые хвосты на 1—3% беднее железом, чем наиболее тонкие.
В испытаниях тейской руды, содержание железа в концентрате
при изменении крупности измельчения от 25 до 100% класса
—0,074 мм изменялось от 51,1 до 59,6%, кремнезема от 8,79 до 4,49%,
глинозема от 4,08 до 3,3%, окиси кальция от 1,8 до 0,82%.
Институтом Механобр проводились испытания по получению
высококачественных концентратов из промпродуктов сухой магнит-
ной сепарации руды пяти месторождений при различной крупности
измельчения в первой и второй стадиях обогащения [47] (табл. 41).
Таблица 41
Результаты обогащения промпродуктов сухой магнитной сепарации,
выделенных из руд различных месторождений
Месторождение	I стадия магнитной сепара- ции				II стадия магнитной сепара- ции			
	Выход хвостов при крупно- сти		Содержание железа в хвостах при круп- ности		Содержание железа в концентра- те при круп- ности		Извлечение железа в концентрат при круп- ности	
	3—0 мм	J о 1 1Л о	3 I	0,5—0 мм	—0,074 мм	—0,044 мм	—0,074 льи	—0,044 мм
Шерегешевское	 Таштагольское .... Абаканское 	 Казское	 Тейское 		16,7 21,3 21,3 39,0 13,2	21,9 22,3 25,6 41,7 24,0	12,1 8,5 17,9 14,5 8,4	11,0 8,4 17,0 13,8 8,0	62,5 66,7 64,7 70,7 54,5	63,4 68,1 67,0 71,3 55,8	91,3 93,2 87,6 82,6 89,9	91,2 92,7 85,4 81,0 89,3
Другие месторождения Западной Сибири
Ампалыкское месторождение
Ампалыкское месторождение магнетитовых руд расположено
в Ижморском районе Кемеровской области.
Месторождение представлено двумя участками — Центральным
и Северным, на которых выявлены два рудные тела — Главное и За-
падное. Рудные зоны сложены серией линзо-жилообразных рудных
тел, падающих круто на восток, и представляют собой сложное чере-
дование скарнов, богатых и бедных руд, роговиков и мраморизован-
ных пород. Рудные тела оторочены каемками скарнов и роговиков.
Скарны и руды имеют массивную, пятнистую, полосчатую и брек-
чиевидную текстуру. Наиболее распространены брекчиевидные руды,
106
обусловленные наличием обломков скарнов, сцементированных маг-
нетитом. Большинство руд относится к магнетитовому типу и обла-
дает мелко- и среднезернистой текстурой.
Минералогический и химический составы отдельных рудных тел
несколько различаются между собой. В северной части Главного руд-
ного тела Северного участка встречаются гематитовые руды мощно-
стью 0,5—9 м, постепенно переходящие в магнетитовые. Западные
рудные тела Центрального и Северного участков месторождения
характеризуются более широким развитием массивных магнетито-
карбонатовых руд.
Среди руд, скарнов и роговиков месторождения широко рас-
пространены сульфиды — пирит и пирротин и более редко — арсе-
нопирит, халькопирит, сфалерит, галенит. Сульфиды наблюдаются
в виде жилок, пятен или тонкой густой вкрапленности.
Месторождение перекрыто мощной толщей (от 110 до 300 м) рых-
лых отложений. Непосредственно над рудами залегают линзы и
пласты бурого угля мощностью от 1 до 26 м.
Среднее содержание в руде: 33% Fe, 2,33% S, 0,053% Р. Запасы
железной руды по категориям В + Сх составл'яют 182 млн. т, С2 —
75 млн. т.
В Механобре испытывались две пробы плотной мелкозернистой
магнетитовой руды, главными рудными минералами которых явля-
лись: ' магнетит (40%), пирротин (5%), пирит (3%) и халькопирит
(0,1%), а нерудными — в одной пробе — амфиболы (18—20%), по-
левые шпаты (9—12%), пироксен (8—9%), карбонаты (5—8%),
биотит (3—5%), хлорит (3—6%) и кварц (2—3%), а в другой — диоп-
сид (25—30%), щелочная роговая обманка (2—2,5%), карбонаты
(4,5%), биотит и хлорит (по 3%), серицит (6%), кварц (|%), серпен-
тин (5%). Вкрапленность минералов в обеих пробах колеблется от
0,01 до 2 мм, преобладает 0,05—0,2 мм.
Пробы содержали (%):
	Fe	FeO	 SiO2	ai2o3	СаО	MgO	TiO2	Mn	' s	P2O6	K2O + -(-JXa2')
Проба 1	36,57	20,01	23,58	4,72	7,84	5,58	0,36	0,23	3,3	0,04	2,01
Проба 2	38,0!	20,46	22,40	3,86	9,42	7,14	0,18	0,18	2,94	0,12	0,97
Модуль основности проб 1 и 2 соответственно 0,47 и 0,63, кремневый модуль 5,0 и 5,8.
В пробах железо представлено в виде магнетита — 73,4—75%,
силикатов — 14,5—15,5%, пирротина — 8,6—6,3%, пирита — 3,5—
В результате испытаний рекомендуется схема обогащения, вклю-
чающая сухую магнитную сепарацию руды крупностью 50—12 и 12—
О мм (выделяется 39 % хвостов) и мокрую магнитную сепарацию пром-
продукта в две стадии при крупности 0,5—0 мм и 95% класса
107
—0,074 мм. По этой схеме получено 42,5—44,67% концентрата
с содержанием 67,34—68,0% железа и извлечением железа 78,2—
79,7%. Если измельчение промпродукта в последней стадии вести
до 80% класса—0,074 мм, то содержание железа в концентрате
уменьшается до 65,45—66,27%. Концентраты содержат 2,3—3,0%
SiO2, 2,8—3% S, 0,01 % Р, имеют коэффициент основности 0,8—0,9
и кремневый модуль 3,7—4,3.
Концентрат фильтруется удовлетворительно.
Опыты флотации хвостов магнитной сепарации показали возмож-
ность получения пиритного концентрата с содержанием 42% S,-46%
Fe, выход концентрата около 2%.
Удельная производительность шаровой мельницы 3,2 X 3,1 м
при измельчении промпродукта сухой магнитной сепарации от 10 мм
до 50% —0,074 мм составляет 1,86 т/ж3 • ч.
Белорецкое месторождение
Белорецкое железорудное месторождение расположено в Змеи-
ногорском районе Алтайского края.
Оруденение месторождения связано со скарново-рудной зоной.
Рудные телагсложены магнетитовыми рудами следующих разно-
видностей: диопсид-актинолит-магнетитовая, актинолит-магнетито-
вая и существенно магнетитовая.
Основной рудный минерал магнетит, минералы примеси —
пирротин, пирит, халькопирит. Нерудные минералы актинолит и
пироксен.
По -содержание железа руды месторождения разделяются на кон-
диционные балансовые с содержанием железа 25% и более, неконди-
ционные забалансовые с содержанием железа менее 25%.
Среднее содержание железа в руде (в недрах): 33,5% Fe, 0,23% S,
0,02% Р.
Запасы железной руды категорий В -% Сх составляют 126 млн. fn,
С2 — 46 млн. т.
В результате испытаний обогатимости, проводившихся в инсти-
туте Уралмеханобр, для обогащения руды Белорецкого месторожде-
ния рекомендовалась технологическая схема сухого магнитного
обогащения, которая предусматривает дробление руды в две стадии
до крупности 25—0 мм, грохочение на классы -|-16 и —16 мм, раз-
дельную сухую магнитную сепарацию классов, дробление промпро-
дуктов до 12—15 мм и сухую магнитную сепарацию их. Из руды,
содержащей 32,16% железа, выделяется 81,7.% промпродукта, с со-
держанием 36,2% железа. Извлечение железа в промпродукт 90%.
Промпродукт сухой магнитной сепарации измельчается в две стадии
до крупности —0,5 мм и 95% —0,074 мм и обогащается мокрой маг-
нитной сепарацией в две стадии с двумя перечистками концентрата
во второй стадии. Концентрат обесшламливается и фильтруется.
Выход концентрата 35,5%, содержание железа в нем 65%, извлече-
ние железа в концентрат 71,8%. В случае использования забалансо-
108
вых руд содержание железа в исходной руде уменьшается до 31%,
выход концентрата 33,8%, извлечение железа 70,8%. Второй вариант
схемы обогащения отличается более крупным измельчением промпро-
дукта во второй стадии (0,1ч-0,15 мм)-, выход концентрата 39%
(37,2%), содержание железа в нем 60,5%, извлечение железа 73,5%
(72,5%). В скобках показатели обогащения руды, содержащей 31%
железа.
Концентраты обогащения по I и II варианту содержат, %:
Варианты схем	Fe общее	Fe суль- фидное	о о?	О Рч	О со	О м	и	MgO	MnO	. о £	р2о5	со	П. й. п.
Первый . .	65	0,3	23,5	66,4	4,6	1,02	2,38	0,15	0,88	0,1	0,03	0,17	0,47
Второй . .	60,5	0,33	21,0	62,3	7,65	1,8	3,77		1,19	0,12	0,04	0,19	1,10
Модуль основности 0,58 и 0,75, кремневый модуль 4,4 и 4,2.
Инское месторождение
Инское железорудное месторождение расположено в Чарышском
районе Алтайского края.
Месторождение приурочено к скарново-рудной зоне в эффузивно-
осадочных породах и представлено двумя магнитными аномалиями.
Главный рудный минерал — магнетит, из нерудных преобладают
гранат, пироксен и роговая обманка.
Среднее содержание в руде (недрах) составляет: 45,2% Fe, 0,58%
S, 0,05% Р.
Запасы железной руды категорий В -|- Сх составляют 163,1 млн. т,
С.2 — 9 млн. т.
По данным Кузбассгипроруды, железная руда Инского месторож-
дения имеет следующий средний химический состав: 45% Fe, 15,6%
SiO2, 3,1% А12О3, 5,2% СаО, 3,4% MgO, 0,48% S, 0,05% Р, модуль
основности 0,45, кремневый модуль 5.
В предварительных испытаниях руды Инского месторождения
были получены результаты, приведенные в табл. 42.
Таблица 42
Результаты обогащения руд Инского месторождения
Крупность измельчения руды, ЛШ	Содержание железа в руде, %	ВЫХОД концентрата, %	Содержание в концентрате, %		Извлечение железа в концентрат» %
			железа	серы	
1-0	47,78	76,5	59,42	1,21	95,0
0,1-0	48,91	68,6	67,0	—	92,0
0,1-0	31,49	44,67	59,81	—	84,87
109
На основании результатов предварительных испытаний разра-
ботаны ориентировочные технологические схемы обогащения инской
руды. Так же, как для руды Белорецкого месторождения, предлага-
ются два варианта схемы: первый вариант — на прирудничной фаб-
рике производится сухое магнитное обогащение руды крупностью
25 (40) мм, с выделением хвостов и магнитного продукта, который
додрабливается до крупности 10 мм и обогащается сухой магнитной
сепарацией. Полученный промпродукт направляется на обогати-
тельную фабрику, где измельчается в две стадии до крупности
0,5 (0,8) — 0 мм и 0,1 (0,15) — 0 мм и обогащается мокрой магнитной
сепарацией в две стадии. Второй вариант — сухая и мокрая магнит-
ная сепарация производится на обогатительной фабрике при руд-
нике. Результаты обогащения по обоим вариантам схемы близки: со-
держание железа в руде 48,8%, выход концентрата 56,5 — 56,2%,
содержание железа в концентрате 60—59,5%, извлечение железа
в концентрат 83,9—83,5%.
Концентрат содержит (ориентировочный состав), %:
н ю о ф	Fe	л. сульфид	FeO	О ф	о	О	СаО	MgO	Мп О	о н		О А	ZnO	CuO
60,0	0,19	22,0	61,0	7,71	1,64	2,68	2,63	0,20	0,13	0,22	0,06	0,03	0,01
Модуль основности 0,57, кремневый модуль 4,7.
§ 9. ЖЕЛЕЗОРУДНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ КРАСНОЯРСКОГО КРАЯ
На обширной территории Красноярского края расположены же-
лезорудные месторождения с большими запасами руды следующих
основных генетических типов:
контактово-метасоматические месторождения магнетитовых руд,
имеющие наибольшее промышленное значение (Абаканское1, Тейское,
Ирбинское, Краснокаменская группа, Анзасское, Нижне-Тунгус-
ский бассейн);
гидротермально-метасоматические (Татарское месторождение
Кодинской группы в Среднем Приангарье);
осадочные месторождения гематитовых, сидеритовых и буроже-
лезняковых руд Ангаро-Питского бассейна с участками магнетито-
вых руд (Нижне-Ангарское с запасами свыше миллиарда тонн руды,
Ишимбинское и другие месторождения);,
осадочно-метаморфические месторождения железистых кварцитов;
магматогенные месторождения титано-магнетитов.
1 Абаканское и Тейское месторождения описаны в группе месторожде-
ний Горной Шории.
110
Месторождения двух последних типов имеют ограниченное рас-
пространение.
В соседней с Красноярским краем Тувинской Народной Респуб-
лике имеют значительное распространение гидротермальные место-
рождения гематит-барит-флюоритовых руд (Карасукское и Улу-
тайское ' месторождения).
Ирбинское месторождение
Ирбинское месторождение расположено в Курагинском районе
Красноярского края (Хакасская автономная область). Месторожде-
ние состоит из трех участков: Гранатового, Центрального и Безымян-
ного.
Рудные тела представлены магнетитовыми массивными, брекчие-
видными и полосчато-пятнистыми рудами, иногда мартитизирован-
ными, залегающими среди скарнов преимущественно хлорито-грана-
то-амфиболового состава.
Рудные тела выходят на поверхность или покрыты рыхлыми от-
ложениями мощностью до 4 м, реже до 20—35 м. Мощность зоны
окисления не превышает 10—15 м.
Рудные тела состоят из чередующихся кондиционных руд, убо-
гих руд, слабооруденелых участков и пустых пород.
На месторождении выделяют богатые руды, содержащие 50% Fe,
не более 0,3% S, и руды, требующие обогащения, с содержанием
более 25% Fe.
Среднее содержание железа в балансовой руде (в недрах) —
44% Fe, 0,81% S (в окисленных рудах 0,02—0,03%), 0,11 % Р.
Запасы железной руды категорий В -|- CL составляют 60 млн. т,
С2 — 9 млн. т.
Исследования на обогатимость магнетитовой руды Ирбинского
месторождения проводились на пробах руды, содержащих, %:
	ф Ра	О Ра	N О и	6 <1	О й	й	о св и	MgO	ft	И	Й	СО <
Проба 1 . .	46,3	20,51	14.06	4,93	0,22	0,34	9,12	2,33	0,044	1,10	0,22	0,01
Проба 2 . .	46,6	20,0	14,14	4,74	0,17	—	9,91	—	0,058	1,33	0,12	—
Железо в руде представлено в виде: магнетита (91—90,7%), сили-
катов (4,15—3,80%), сульфидов (2,77—3,40%), сидерита (1,05%),
гематита (1,05%).
В результате испытаний предложена технологическая схема обо-
гащения руды, предусматривающая сухое магнитное обогащение
руды крупностью 15—0 мм на дробильно-обогатительной фабрике
при руднике’ выделяется 12% хвостов, содержащих 13,7% железа,
111
потери железа 3,5%. Промпродукт сухого обогащения измельчается
в две стадии до крупности 0,5—0 мм и 0,1—0 мм и обогащается мок- -
рой магнитной сепарацией в две стадии (четыре приема выделения
магнитного продукта, два приема перечистки хвостов). Концентрат
обезвоживается и фильтруется. Из руды, содержащей 41,4% железа,
выделяется 56,4% концентрата с содержанием 63% Fe и извлече-
нием 85%.
Концентрат содержит, %:
^еобщ	"Р р	. сульфид	Feo	Ге2О3	SiO2	A12O3	СаО	MgO	MnO	Tip2	s	Р2О6
63,0	2,1	24,4	59,86	5,43	1,44	3,74	0,27	0,14	0,08	2,4	0,04
Модуль основности 0,58, кремневый модуль 3,77.
Краснокаменская группа месторождений
Краснокаменская группа месторождений расположена в западных
отрогах Восточного Саяна в Курагинском районе Красноярского
края. В нее входят месторождения: Рудный Каскад, Одиночное
и Маргоз. Месторождение Рудный Каскад насчитывает 18 коренных
рудных тел и шесть залежей валунчатых руд. Месторождение Оди-
ночное представлено одним рудным телом, а месторождение Маргоз —
семью небольшими рудными телами.
Главный рудный минерал — магнетит, а в зоне окисления мартит.
Основные нерудные минералы: гранат и хлориты. Руды до глу-
бины 50 м от поверхности окислены. На всех месторождениях выде-
ляются мартеновские руды.
Среднее содержание в рудах (в недрах), %:
Мартенов-
ская
Рядовая
Валупчатая
Железа
Серы .
Фосфора
59,3
0,05
0,05
40,81
0,57
0,08
27,5
0,01
Запасы железной руды категории В + Сх составляют 130 млн. т,
С2 — 27 млн. т.
Для обогащения магнетитовых руд Краснркаменской группы ме-
сторождений рекомендована технологическая схема обогащения,
предусматривающая: сухую магнитную сепарацию руды на дробиль-
но-обогатительной фабрике при руднике (выделяется 31,6% хвостов),
измельчение промпродукта в две стадии до крупности 3 (1)—0 мм
и 0,1—0 мм и мокрую магнитную сепарацию в две стадии (три приема
выделения магнитного продукта, два приема перечистки хвостов).
По этой схеме из руды, содержащей 36,08%? Fe, можно получить:
46,4% концентрата, содержащего 64% Fe, хвосты, содержащие
12,2% Fe, извлечение железа в концентрат 82%.
112
Анзасское месторождение
Анзасское месторождение расположено в Хакасской автономной
области, в Таштыпском районе Красноярского края. На месторожде-
нии выделяются два участка: Восточный, состоящий из двух и За-
падный — из трех рудных тел. Наиболее изучены Первое Восточ-
ное и Первое Западное рудные тела.
Руды месторождения имеют плотное и мелкозернистое строение
с величиной зерен от 0,1 мм и более. По текстурным особенностям
руды разделяются на пятнистые, массивные, брекчиевидные, по-
лосчатые и бобовые.
Рудные тела сложены магнетитом, мушкетовитом, пиритом, в не-
большом количестве пирротином, марказитом, халькопиритом. Не-
рудные минералы — актинолит, альбит, биотит, карбонат, полевой
шпат, кварц и др. Все минералы носят метасоматический характер,
образуя жилки, пятна и структуры замещения.
Среднее содержание в руде (в недрах): 38,2% Fe, 2,65% S, 0,1% Р.
Коэффициент основности 0,28, кремневый модуль 0,28. Запасы желез-
ной руды категории А + В + Cj составляют 151 млн. т, С2 —
16 млн. т.
Магнетитовая руда Анзасского месторождения с полевошпато-
амфиболовой породой испытывалась в Механобре в 1958 и 1959 гг.
В 1958 г. исследовали две пробы руды с Восточного и Западного
участков месторождения, содержащие 40,8 и 46,4% железа, из кото-
рых в виде магнетита и мушкетовита 33,6—39,7%, в форме гематита
около 2%, силикатов — 2,3—3,5%, пирита — 2,5 — 1,7%, пирро-
тина — 0,55%. Содержание кобальта, связанного с сульфидами,
0,12%, серы 3,3—2,2%, фосфора 0,09% (следы).
Магнитной сепарацией руды в две стадии при крупности 0,5—
0 мм и 80% —0,074 м.м получено 50,2—55,0% концентрата с содер-
жанием 63,6—65,3% железа и извлечением 78,1—76,9%. Сухой маг-
нитной сепарацией руды крупностью 25—0 мм может быть выделено
10,5—7,5% хвостов с содержанием 17,6—23,7% железа. Содержание
серы в концентрате 0,85—0,26%, фосфора — 0,03—0,004%, коэффи-
циент основности 0,38—0,56, кремневый модуль 3,6—4,2.
Флотацией хвостов магнитной сепарации выделены пиритно-
кобальтовые концентраты в количестве 7,4—7,2% от хвостов с со-
держанием 42,8—43,8% S, 43,3—44,1% Fe, 0,24—0,34% Со.
В 1959 г. исследовались две пробы магнетитовой плотной руды
мелкозернистого массивного сложения с полевошпато-амфиболо-
вой и амфиболо-полевошпатовой породой. В пробах содержится:
40,75-23,57% железа, 2,97-2,79% серы,0,11-0,18% фосфора, 32,6-
17% железа в форме магнетита, 1,7—1,0% в форме гематита, 2,5—
2,2% пирита, 1,1% (во второй пробе) гидроокислов, 1,2—1,1% сиде-
рита, 2—1,9% силикатов, 0,014—0,01% кобальта, связанного спи-
ритом. Коэффициент основности 0,28—0,013, кремневый модуль
4,4-3,8.
8 Заказ 478	1^3
Сухой магнитной сепарацией руды крупностью 25—0 мм выделя-
ется около 12% хвостов.
Мокрой магнитной сепарацией руды, содержащей 40,8% железа,,
при крупности 0,5—0 мм и 85% —0,074мм, получено 49,6% концент-
рата с содержанием 64,2% Fe и извлечением 78% S. Концентрат со-
держит: 6,5% SiO2, 0,57% S, 0,012% Р. Модуль основности концен-
трата 0,24, кремневый модуль — 4,13. При измельчении промпродукта
во второй стадии до 95% класса —0,074 мм, содержание железа в
концентрате увеличивается до 66,5% выход концентрата 47,3%,.
извлечение железа в концентрат 76,7%. Концентрат содержит: 4,5%
SiO2, 0,3% S, 0,01% Р, модуль основности 0,29, кремневый модуль 4,6.
Магнитной сепарацией бедной руды (23,6—24,3% железа) в две
стадии при крупности 0,5—0 мм и 98% —0,074 мм получено 24,1%
концентрата с содержанием 60,9% железа и извлечением 60,4%.
Из хвостов магнитной сепарации богатой руды крупностью 90%
—0,074 мм, содержащих 5,5% серы и 0,029% кобальта, получен ко-
бальто-пиритный концентрат с содержанием 0,27% Со, 44,2% S,
43,6% Fe. Выход концентрата 4,7%, извлечение кобальта в кон-
центрат 65,2%.
Йзмельчаемость анзасской руды по сравнению с измельчаемостыо
криворожской, принятой за 1, составляет 3,25, по отношению
к оленегорской руде 1,07.
Тагарское месторождение
Татарское месторождение расположено в Средне-Ангарском же-
лезорудном районе в Красноярском крае. Месторождение приуро-
чивается к полям скарнированных туфов, выполняющих трубки
взрыва, и в этом отношении весьма близко к железорудным место-
рождениям трапповой формации Ангаро-Илимского района.
Скарново-рудная зона прослежена на расстоянии 1600 лгпо про-
стиранию и около 600 м в ширину. Скарны месторождения гидро-
термально-метасоматического происхождения, очень рыхлые и сы-
пучие: хлорито-серпентиновые, пироксеновые, гранат-пироксеновые,
гранатовые, магнетит-хлоритовые, скаполитовые, скарнированвые
туфобрекчии. Широко распространены туфы и туфобрекчии, иногда
скарнированные.
Руды залегают в скарнах в виде неправильных часто меняющих
свою форму и размеры полос, линз, участков, блоков, вытянутых
в общем согласно со всей скарново-рудной зоной в широтном на-
правлении. Границы рудных тел расплывчатые. Внутри рудных тел
встречаются блоки пустых пород и участки слабо оруденелых скарпи-
рованных пород.
По текстурно-структурным признакам выделяются следующие
типы руд: вкрапленные, брекчиевидные, массивные, почти сливные
(кальцит-магнетитбвые и сливные магнетитовые) и жильные.
Массивные и жильные руды содержат 48—65-% железа и относятся
к рудам первого сорта. Они представляют 15—25% запасов место-
рождения.
114
Вкрапленные и брекчиевидные руды наиболее распространены на
месторождении. Вкрапленные руды характеризуются более или
менее равномерным распределением вкрапленности магнетита в
скарновой, породе, постепенно они переходят в слабоорудепелые,
а затем в безрудные скарны. Содержание железа во вкрапленных ру-
дах изменяется от 10 до 25—40%.
Брекчиевидные руды образовались в результате замещения це-
мента туфов и туфобрекчий. Отмечаются брекчиевидные вкраплен-
ные и брекчиевидные сетчато-прожилковые руды. В этих рудах
содержится 20—45% железа.
Верхние части рудных тел, как правило, затронуты процессом
окисления, продуктом которых в зоне гипергенеза является марти-
тизированная руда.
Рудные минералы месторождения представлены магнетитом,
мартитом, гематитом; нерудные минералы — хлоритом, реликто-
выми полевыми шпатами, кальцитом, гранатом.
Магнетит загрязнен изоморфными примесями алюминия, титана,
марганца, магния, вследствие чего содержание железа в нем колеб-
лется от 64,5 до 69,4%.
Магнетит месторождения подвергнут сильной мартитизации.
Магнетит связан с хлоритом и кальцитом. Вкрапленность нерудных
минералов в магнетите от 0,032 X 0,08 до 0,24 X 0,4 мм, магнетита
в нерудных — от 0,016 X 0,040 до 0,4 X 0,8 мм.
Размер зерен магнетита колеблется от 0,007 до 2 мм, преобла-
дает — 0,021—0,14 мм.
По минералогическому составу выделены три технологических
типа руды: магнетитовые, мартит-магнетйтовые и гетит-гидрогети-
товые руды.
Магнетитовые руды по текстурно-структурным особенностям
разделяются на: мелкозернистые, массивные, кавернозные руды,
сложенные на 85—90% магнетитом с редкими гнездами хлорита,—
разнозерпистые, брекчиевидные руды, сложенные магнетитом на
65—70%. Основные рудные минералы — магнетит, мартит; неруд-
ные — хлорит, серпентин.
Магнетит-мартитовые руды представлены рыхлыми рудами, со-
стоящими из глин и разрушенного рудного материала. Основные
рудные минералы — мартит (преобладает), магнетит, нерудные —
каолины.
Гетит-гидрогетитовые руды представлены рыхлой глинистой мас-
сой с большим количеством мелких рудных обломков, со-
стоящих из магнетита, мартита, гидроокислов железа, кварца, као-
линита.
Магнитная восприимчивость исходной руды 23200 • 10~6 см3!г,
мартит -магнетитового концентрата 56000 • 10“6 см3/г (магнитная
восприимчивость полумартита 44500—56000 • 10-6 см3[г, чистого
магнетита — 80 000 • 10-6 с.и3/г).
Запасы железных руд Татарского месторождения категорий В +
-|- Сх — 436 млн. т, С2 — 84 млн. т.
8*
115
Испытание на обогатимость железной руды Татарского месторож-
дения производилось Красноярским металлургическим заводом
«Сибэлектросталь» на пробах, представляющих три типа руды: маг-
нетитовой, мартит-магнетитовой и гетит-гидрогетитовой. По содер-
жанию железа пробы руды первых двух типов могут быть подразде-
лены на богатые, содержащие 58,7—49,7% железа, бедные — 44,8—
32,3% железа и оруденелые породы — 14,9% железа.
Руды содержат 0,048—0,1354% Р2О8 и 0,003—0,27% S, за исключе-
нием двух пиритсодержащих проб, отличаются высоким содержанием
MgO, высокой основностью, за исключением одной пробы (коэф-
фициент основности 0,04) и малым кремневым модулем (1,1—3,9)..
Магнетит загрязнен изоморфными примесями MgO, А12О3 и отлича-
ется тонкой мартитизацией.
Удельная магнитная восприимчивость руды в зависимости от
содержания железа в форме магнетита и общего содержания железа
колеблется от 9000 • 10-е см31г (оруденелая порода) до 49500 X
X 10~6 см3[г (богатая магнетитовая руда).
Испытывавшиеся пробы в большей части относятся к легкообо-
гатимым.
Для обогащения магнетитовых и мартит-магнетитовых руд ре-
комендована двухстадиальная схема мокрой магнитной сепарации
Таблица 43
Результаты испытаний обогатимости руды Татарского месторождения
Тип руды *	Содержание железа в ру- де, %	Крупное ь РУДЫ, Л1Л1	I Выход кон- । центрата, %	1 Содержание 1 железа в кон- | центрате, %	Извлечение железа в концентрат, %	Содержание Р2О5, %	!  Содержание О, /0	Модуль основности	! Кремненый i модуль
14	53,4	0,1	73,6	67,0	91,9	0,056	0,05	0,73	0,47
2	36,3	0,1	44,8	68,0	83,7	0,020	0,013	0,76	0,92
	24,9	0,1	28,7	66,7	76,4	0,032	0,46	0,70	1,0
	52,6	0,074	67,6	61,9	79,6	0,103		1,85 **	0,44
3	58,7	0,074	43,2	69,5	51,1	0,126			0,54	0,30
	50,9	0,074	58,7	64,0	73,8	0,103	' —	1,96 **	0,50
4	42,0	0,1	51,1	67,7	88,1	сл.	0,016	0,88	0,43
	32,3	0,1	40,9	67,5	85,5	0,05	0,37	0,82	1,25
5	15,0	0,1	14,7	66,8	66,2	0,028	0,09	0,65	1,37
* 1— богатая магнетитовая руда, 2—бедная магнетитовая руда, 3— богатая мартит-
магнетитовая руда, 4—бедная мартит-магнетитовая руда, 5—оруденелая порода.
11 В концентрате крупностью 0,053 мм.
116
при крупности 3—0 мм в первой стадии, 0,1	0,074 мм во второй.
Результаты обогащения различных типов руды приведены в табл. 43.
Концентраты содержали от 64 до 69,5% железа при извлечении
железа в концентрат от 79,6 до 91,9% (51,1 % в одном случае). Кон-
центраты обладают хорошей основностью от 0,70 до 1,96, но низким
кремневым модулем (0,43—1,37). Учитывая последнее, татарские-
концентраты целесообразно применять совместно с более кислыми
кремнесодержащими рудами.
Из богатой магнетитовой руды, содержащей 53,8% железа, гро-
хочением выделяется мартеновский концентрат крупностью 50—
12 мм с содержанием 57,8% Fe, 0,06% Р, с коэффициентом основ-
ности 0,47 и кремневым модулем 1,62 и аглоруда крупностью 12—
3 мм, содержащая 52,2—52,6% Fe и 0,06% Р. Основность аглоруды
0,6, кремневый модуль 1,72.
Из гетит-гидрогетитовой руды промывкой и грохочением выде-
ляется концентрат с содержанием 50—57% Fe, 0,2—0,4% Р, основ-
ностью 0,03—0,05 и кремневым модулем 1,2—1,6. Загрязнение кон-
центрата фосфором затрудняет его использование в металлургии.
Окомкование железных концентратов из магнетитовой и гетит-
магнетитовой руды протекает удовлетворительно при температуре
обжига 1200—1400° С, окатыши имеют удовлетворительную проч-
ность.
Нижне-Тунгусский железорудный бассейн
Нижне-Тунгусский железорудный бассейн расположен в Туру-
ханском районе.
В бассейне выявлен ряд крупных аномальных зон и железоруд-
ных участков, образующих огромный по площади железорудный
район с запасами свыше 1,5 млрд. т.
Месторождения слабо разведаны. По предварительным данным
основная масса рудных тел относится к бедным магнетитовым рудам,,
содержащим: 35—40% Fe, 0,06—0,43% S, 0,03—0,8% Р, 14—16%
MgO, до 0,07% V2O6, до .0,08% Си, до 0,04% РЬ и до 0,02% Zn.
По предварительным технологическим испытаниям магнитной се-
парацией из руды могут быть получены концентраты с содержанием
65—66% железа.
§ 10. ЖЕЛЕЗОРУДНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ВОСТОЧНОЙ СИБИРИ
В пределах Восточной Сибири находятся многочисленные место-
рождения железных руд с общими запасами около миллиарда тонн,
расположенные в следующих наиболее крупных железорудных райо-
нах: Ангаро-Илимском в Иркутской области (Рудногорское, Коршу-
новское, Краснояровское и другие), Южно-Алданском (Таежное, Си-
ваглинское, Пионерское, Комсомольское и другие) и Нерчинско-
Заводском (Березовское месторождение бурожелезняковых руд, Же-
лезный Кряж и другие). Наиболее крупные месторождения распо-
ложены в Ангаро-Илимском районе.
117
Ангаро-Илимский железорудный район	;
В Ангаро-Илимском железорудном районе известно 18 место- !
рождений и рудопроявлений магнетита, которые могут быть разделе- !
ны на три группы: Коршуновскую (Шестаковское, Коршуновское, '
Татьянинское, Пасмурное и Кутское месторождения), РудногорсКую
(Рудногорское, Тубинское, Ждановское, Касьяновское и Горелая !
Сопка), Ангарскую (Краснояровское, Кежемское, Ермаковское, До- '
лоновское, Седановское, Материковское, Березовское и Осиновское).
Из перечисленных месторождений наиболее крупными по запасам
являются: Коршуновское, несколько уступающее ему по запасам,
но превосходящее по качеству руд, Рудногорское и Краснояровское
148].
Коршуновское месторождение
Коршуновское месторождение расположено в Нижне-Илимском
районе Иркутской области.
Район месторождения сложен осадочными песчано-глинистыми
и карбонатными отложениями и туфогенными осадочными породами,
прорванными интрузиями габбро-диабазов, диабазов и диабазовых
порфиритов. Оруденение локализуется главным образом в жерлах
древних вулканов (трубках взрыва).
Главным рудным минералом является магнетит и второстепен-
ным — гематит. Характерная особенность месторождения — крайне
неравномерное магнетитовое, оруденение. Магнетит встречается в
скарнах и рудах в самых различных количествах. Вкрапленность
магнетита в рудах колеблется также в широких пределах.
Коршуновский магнетит является магнооксимагнетитом. В нем
нарушено стехиометрическое соотношение закиси железа к окиси
железа, наблюдается дефицит Fe" вследствие замещения его ионами
Mg" и Fe-". Содержание железа в Коршуновском магнетите непо-
стоянно для различных разновидностей и зависит от степени замеще-
ния закиси железа окисями магния и железа.
Нерудная часть представлена преимущественно диопсидом, хло-
ритом, кальцитом, серпентином, кварцем, в небольшом количестве
наблюдаются гранат, сфен, апатит, биотит, мусковит.
Химический состав руды, %:
Кеобщ	FeO		SiO2	АЗаОз	cao	MgO	MnO	TiO2	s	p
31,2	11,4	31,8	24,0	6,6	11,6	9,8	0,1	0,2	0,008	0,245
В руде содержится повышенное количество основных окислов,
что позволяет отнести ее к категории самоплавких руд. Вредные
примеси практически отсутствуют, легирующие примеси содержатся
в незначительных количествах.
118
Содержание железа в руде изменяется от 15 до 63%. Руды подраз-
деляются на богатые с содержанием более 45% железа, рядовые —
с содержанием от 25 до 45% железа и бедные от 15 до 25% железа.
На месторождении выделены четыре основные природные разновид-
ности руды: вкрапленная, брекчиевидная, массивная и сетчато-про-
жилковая. По запасам резко преобладают вкрапленные и брекчие-
видные руды (92%). Вкрапленные руды, как правило, бедные и со-
держат 18—25% железа, массивные руды — богатые, содержат 45
и более % железа. Содержание железа в брекчиевидных рудах изме-
няется от 30 до 40%.
Коэффициенты крепости вкрапленной, брекчиевидной и массив-
ной руды, соответственно находятся в пределах 1—6, 2—8 и 10—14
по шкале Протодьяконова.
Запасы железной руды месторождения категорий А Д- В Д- СД
составляют 366 млн. т, С2 — 95 млн. ш, забалансовой руды —
125 млн. т.
Технология получения высококачественного концентрата с со-
держанием железа 65 % и более из руды Коршуновского месторожде-
ния разработана институтом Механобр в лабораторных условиях на
усредненной руде.
Для руды Коршуновского месторождения характерен широкий
диапазон размеров включений магнетита от 1,5 до 0,08 мм и менее.
Значительная часть магнетита представлена зернами размером круп-
нее 0,15 мм. Для получения высококачественного концентрата по
действующей схеме фабрики необходимо измельчать всю массу маг-
нитного промпродукта до степени раскрытия тонковкрапленной фрак-
ции магнетита « 0,15 мм). При этом значительная часть средне-
вкраплеиной фракции магнетита £> 0,15 мм) подвергается неоправ-
данному переизмельчению. Для получения концентрата, содержа-
щего 65% железа, требуется конечное измельчение до 85% класса
—0,074 мм, а для получения концентрата с содержанием 67% железа
необходимо очень тонкое измельчение до 95% класса —0,053 мм
(рис. 4). В настоящее время Коршуновский концентрат подвергается
сушке и отправляется на Западно-Сибирский металлургический ком-
бинат, где перед поступлением в домну подвергается агломерации.
В этих условиях повышение качества концентрата за счет значитель-
ного снижения его крупности приведет к потерям концентрата при
сушке и транспортировке, к снижению производительности агло-
лент, сушильных барабанов, обогатительного и измельчительиого
оборудования. Повышение качества концентрата можно осуществить
при незначительном снижении его крупности, применив наряду с мок-
рой магнитной сепарацией другие методы обогащения. Для этого
в лабораторных условиях разработаны комбинированные схемы обо-
гащения и схемы обогащения с тонким грохочением, в которых обо-
гащение мокрой магнитной сепарацией в слабом поле дополнено гра-
витационным обогащением (рис. 5) или быстроходной сухой магнит-
ной сепарацией (рис. 6), а также тонким грохочением (рис. 7), позво-
ляющими отделять раскрытые зерна магнетита от сростков, требую-
11»
щих более тонкого измельчения для выделения из них высококаче-
ственного концентрата.
Равноценные по качеству концентраты, полученные по различ-
ным технологическим схемам, отличаются по	~
Рудо 1Z-0 мм
7=100,01
oL~-30,9l.
d=lOopQj Из мель чение Г
крупности. По дей-
347,-0,08мм
Магнитная сепарация.
J	П 1-50,8
О - *ТЗ.£»	1 /
fl =55.6	V
------ „8=88,5
\
Классификация
I----—- J _	1
|	fl = 62,3
'	8=86,9
Слив (90,67,-0,08мм)
I
Магнитная сепарация
Перечистка. №;
^= 40,2	\/ ') 
fl =65,8	V Хвосты
,	8=85,6
Измельчение
JL
Магнитная сепарация
V
-J	8 = 1,6
Хвосты
Хвосты
Классификация 95,57,-0,05мм
1
^Измельчение "8-85,6
Намагничивание
Щ[
у
Сгущение в конусе
fl = 4z,1
S'-Oj а
Слив
, И =<?v
Магнитная сепарация
,	\Х--1,1
]fl = 15,/Z
6''0’6 Хвосты
Перечистка
Перечистка
7=38хГ	Ъ
А=б),5	к
8=84,3
Концентрат
/3 = 7 5-
6--15,7
Общие хвосты
7
Рис. 4. Технологическая схема с тремя стадиями измельчения и
четырьмя стадиями магнитной сепарации
ствующей магнитной схеме обогащения фабрики для получения кон-
центрата с содержанием 65% железа требуется измельчать руду до
крупности не менее 85% класса —0,074 мм, а по комбинированным
'120
6=42.2
Руда 12-0 мм
6-100,0 I
л =30,9]
8=100,0Q) Измельчение I 25°% - 0,08 нм
Магнит нал сепарация
|------ I /= 50,8
Перечистка	XSm ,
 6=49,2	\/---------------*7
$=55,7	v
"8=88,7
7)ИзмельчениеПда56°/о-0,08нм '
Обесшламливание ,
---	6=2.5
$ = 15,0
18 = 1,2 Слив 30 мк
6=^,7
$-57,9	,
\ё = 87,5	’
Магнитная сепарация
Перечистки
j ,
Перечистка	’
Хвосты
$=бй 51,3%
8 = 86,31 /г"г7пп
Гравитация
( винтовой сепаратор)
класаЮ,074мм
6=23,5
$=64,55
<S = W,/
Гравита-
ционный. ’'
концентрат
6=18.7
$=61.5'1 Промпродукт
~37fZ	х
А ИзмельчениеШ
у	91,0-%-0,08 мм
Магнитная сепарация
f------ ------Л 6= 1,5
Перечистка з$-т,2
X—*— --------- /8=0,7 ,
’	/ Хвосты
6=40,7
, $ = 65,0
8=85,6.
Общий концентрат
П еречистпка
6=17,2	]/
vj3 = 65.65	v
______ g - 3/5
Концентрадп ММС
6=59,3
$ = 7,5
5 = 4,4,,
Общие хвосп
Рис. 5. Гравитационно-магнитная схема обогащения
Руда. 72-0 мн
1*100,0 I
at = 30,3 |
6=100,OQ Измельчение I 25°%-0,08мм
Магнитная сепарация
|	-----1=50,8
Перечист ка
у- /,о ?	11’3 Хвосты
Q ~ Ч-ij^ci	 —
fl =55,7
<6*88,7
)Измельчение! 56%,-0,08мм
Обесииламливание.
1*06,7 —-------------
fl =57,3
6 = 87,51____,
I
- Магнитная сепарация
f
Перечистка
“1*2,5
fl = 15,0
6*1,2 Слив (30 мк)
1*02,2
ft *63,2^51,3%-0,08мм
8 =86,зЪ
Перечистка.
1=0,5
ft = 8,1
6*1,2
Хвосты
Сухая центробежная
магнитная сепарация
Перечистка 1=8,0
fl = 50,0
П еречистка _________-10,8
1=33,8
fl = 65,0
6*71,5
Измельчение Ш
36 %-0,08 мм
Маенитная еепарацця
Перечистка jfl = h,7
i—	---1 / 8 = 0,8
Перечистка чк Хвосты
1=6.8
,fl* 63,8
„	. -----6*10,0
Суммарный Концентрат ММС
концентрат
Рис. 6. Технологическая схема с применением
ной магнитной сепарации во II стадии
Сукой кон -
центрат
1=00,6
ft*65,07
6 = 85,5
1=53,0
ft-- 7,50
6*10,51
Общие хвосты
сухой быстроход-
обогащения
122
Руда IZ-Ohm
7=100,0 I
oL=30,9	Измельчение I 31,57.-0,03нм
ё = 100,0^
Магнитная сепарация!
f------- ‘ -"с—1 7=51,4
Перечистка }^£~-^34
7=43,6	-------------
/3=56,3	и
, 13 = 38,6
Классификация
В гидроциклоне 7- 45 з
£	fl =59,7
Измельчение Л £=„Й7>8	„ „„ >
у до 30,1 % - 0,08мм СлиВ (56,27.-0,08мм)
Магнитная сепарация Л.
7=3,3
fl =9,9
£ = 1,1
Промпродукт I
11,27. -0,08мм
ХВосты
Магнитная сепарация HL
с--гоо%"
<
Промпро- 7--42,1
ВуктЛПр^г
~	18=56.1
Размагничивание
+0,1 мм
Тонкое грохочение!
7=15!	~
fi = 60,6
£=35,5
ИзмельчениеЛ!
Тонкое грохочение Л
+0,1 нм
0=407.
П еречиетк
Перечистка
ХВосты
/и -13.1
6 = 1,4
-0,1 мм\7=24,о
J3=65,1
„	16 = 50,6
Магнитная сепарация
7=23,6
fl =65,9
£ = 50,3
-0,1мм
 7=0,4
fl= 23,2
6=0,3
ХВосты
Концентрат 1
Магнитная сепарация И!
|---- —^7=2,1
П ереч истка ifl= f7>86
7=16,0	—
fl=66,2 и v 9
^z3^-3 Концвнтрест 2
Хвосты
7=39.6
fl = 66,0
6=84,6,
Общий концентрат
7=60,4
fl = 7,92
6 = 15,4
Обицие хвосты
Рис» 7. Схема обогащения с тонким грохочением после II стадии из-
мельчения
123
схемам обогащения 65—68% класса —0,074 мм. Для получения кон- J
центрата с содержанием железа 66% требуется измельчение до круп- |
ности не менее 95% класса —0,074 мм и 85% класса —0,053 мм, а по J
технологической схеме с тонким грохочением до 80% класса i
—0,074 мм и 50% класса —0,053 мм.	|
По комбинированным схемам обогащения предельное содержание
железа в концентрате составляет около 65%, так как тонкое измель- |
чение затрудняет применение гра-
Рис. 8. Влияние качества концен-
трата на содержание в нем Р 2О5
и шлакообразующих окислов
витационного метода обогащения и >
сухой быстроходной магнитной се- ;
парации.
Концентраты с содержанием 65% .
Fe, полученные по комбинированным
схемам обогащения, отличаются не-
сколько повышенным содержанием
фосфора (до 0,21%), так как апатит
находится в тесной ассоциаций с
магнетитом. Концентраты аналогич-
ного качества, полученные по маг-
нитной схеме и по технологической
схеме с тонким грохочением, содер-
жат меньше фосфора (до 0,11 %).
Содержание железа в концентрате
66% Fe, полученное по схеме с топ-
ким грохочением, не является пре-
дельным и может быть увеличено при
снижении крупности измельчения и
грохочения по более тонким классам
—0,074 мм или 0,053 мм.
Химический состав концентратов
различного качества приведен в
табл. 46. Концентраты характеризуются низким содержанием крем-
незема 0,7—4,0%, высокой основностью (0,8—1,7) и низким кремне-
вым модулем (0,8—3,3). С улучшением качества концентрата наблю-
дается интенсивное снижение в нем содержания фосфора, количество
окиси магния уменьшается незначительно от 3 до 2% (рис. 8).
Рудногорское месторождение
Рудногорское месторождение железных руд (рудная база Коршу-
новского горно-обогатительного комбината) расположено в Нижне-
Ангарском районе Иркутской области.
Район месторождения сложен осадочными песчано-глинистыми
и карбонатными отложениями и в меньшей мере осадочно-туфогсн-
ными образованиями (туфы и туфо-конгломерато-брекчии), прорван-
ными интрузиями габро-диабазов. Широко развиты на месторожде-
нии скарновые породы, возникшие в результате метасоматоза туфо-
генных образований и за счет обломков известковистых мергелей
и песчаников.
124
Рудная зона приурочена к центральной части скарнированных
пород. Основное рудное тело сложено сплошными полосчатыми маг-
нетитовыми рудами. Более мелкие рудные тела представлены брекчи-
•евидно-вкрапленными рудами. Полосчатые руды, как правило, от-
носятся к рудам с высоким содержанием железа (свыше 45%), брек-
чиевидно-вкрапленные — к рудам с содержанием 25—45% железа
при среднем содержании не менее 32%. Руды месторождения харак-
теризуются повышенным содержанием окиси магния (6,53%) и окиси
кальция (7%) при небольшом содержании кремнезема (до 8%).
Среднее содержание в руде (в недрах) 39% железа, а в отдельных
сортах руды следующее, %:
I сорт II сорт
Железа ................. 54,0	35,4
Фосфора ................. 0,386	0,442
Серы................... 0,06	0,05
Запасы железной руды по категориям А + В -|- Сх составляют
208 млн. т, С2 — 60 млн. т, забалансовые руды — 66 млн. т.
Исследования обогатимости руды Рудногорского месторождения
проводились институтами Механобр и Уралмеханобр. Институт.Урал-
механобр исследовал пять проб руды: массивную, содержащую 53,7%
Fe, брекчиевидную —40,8% Fe, вкрапленную —48,7% Fe и 23,4% Fe
и забалансовую —19% Fe. Все пробы руды имели одинаковый ми-
неральный состав с различным количественным соотношением мине-
ралов. Основной рудный минерал магнетит. Гидроокислы железа
и мартит присутствовали в небольшом количестве, за исключением
массивной руды; Нерудная часть представлена хлоритом, диопсидом,
кальцитом, гранатом, Текстурной особенностью проб руды являлось
присутствие тонких включений нерудных минералов в магнетите,
из которых наиболее тонкие, размером 0,002—0,075 мм, наблюдались
в массивной руде, и наличие тонкой неравномерной вкрапленности
магнетита размером 0,005—0,02 мм в нерудной части. Магнетит раз-
убожен окисью магния и нерудными минералами. Магнетит массив-
ной и брекчиевидной руды загрязнен в большей степени глиноземом,
чем окисью магния. Руда отличается высокой основностью (0,9) и
высоким содержанием фосфора (0,4—0,5%).
Руда обогащалась методом сухой и мокрой магнитной сепарации.
Сухая магнитная сепарация рекомендована для обогащения брекчие-
видной и вкрапленной руды при крупности 12—0 мм. Мокрой маг-
нитной сепарацией из всех проб руды при крупности 3—0 мм выде-
лено значительное количество хвостов (до 30%).
Концентраты с содержанием 60—62% Fe и 0,21—0,28% Р при из-
влечении 92—96% выделяются из массивной, брекчиевидной и бога-
той вкрапленной руд (38,4% Fe) при крупности измельчения 60%
класса —0,074 мм (0,2—0 мм), а при крупности измельчения
95% класса —0,074 мм качество концентрата возрастает до 64—65%
железа при извлечении 91—95%, содержание фосфора снижается
до 0,1%.
125
Из брекчиевидной руды при крупности измельчения до —0,044 мм-
получен концентрат с содержанием 67,6% Fe и 0,09 %Рпри извле-
чении 95%. Из бедной вкрапленной руды (19% Fe) концентраты с со-
держанием 58—60% Fe и 0,2% Р при извлечении 60—64% получены
только при тонком измельчении до —0,044 мм.
Концентрат отличается высокой основностью (0,8) и низким со-
держанием кремнезема (4%).
Краснояровское месторождение
Краснояровское железорудное месторождение расположено-
в Братском районе Иркутской области.
В районе месторождения развиты осадочные породы, прорванные
вулканическими трубками, заполненными пиропластическими поро-
дами (туфобрекчии). Осадочные и пиропластические породы про-
рваны траппами, а весь комплекс, включая изверженные породы,
пересекается рудными телами. Вблизи рудных тел вмещающие по-
роды интенсивно метаморфизованы.
Рудная зона месторождения приурочена к центральной части
скарнового поля и образована серией переслаивающихся рудных
тел и безрудных пород мощностью от 3 до 30 м и более. Рудная зона
сложена жильными и вкрапленно-брекчиевидными рудами. Послед-
ние составляют 90% запасов.
Основной рудный минерал — магнетит в смеси с магномагнетитом.
Второстепенные рудные минералы — гематит и гидроокислы железа.
Нерудные минералы — кальцит, хлорит, реже встречается гранат,
серпентин и др.
Руды месторождения разделены на три сорта: I — содержащий
в среднем 50% железа, II — со средним содержанием железа не ниже
32%, III — скарнированные породы, содержащие от 15 до 25% же-
леза. Средний химический состав руд, %:
Сорт руды	Fe	SiO2	FeaO3	FeO	CaO	MgO	A12 О з	TiO2	MnO	P	s
I	49,28	5,77	54,75	19,99	6,29	7,67	3,78	0,30	0,14	0,08	0,08
II	34,57	13,15	38,06	10,99	12,42	9,76	4,49	0,44	0,07	0,16	0,16
III	20,22	21,46	23,42	5,76	18,27	11,88	5,71	0,60	0,05	0,15	0,05
Среднее содержание железа в руде в недрах 34,8%. Модуль ос-
новности равен 0,77—0,89.
Руды месторождения являются малосернистыми, малофосфорис-
тыми, по составу шлакообразующих приближающимися к само-
плавким.
Запасы железной руды по категориям В -р Сх составляют 64 млн. т,
С2 — 19 млн. т, забалансовые руды —88,5 млн. т.
Испытания обогатимости руды Краснояровского месторождения
проводились Механобром на пробах мелковкрапленной брекчиевид-
126
ной руды, содержащей 39 и 32,6% железа. Руды I и III сортов не
испытывались. Из руды различной крупности от 25—0 до 0,18—0 мм
магнитным обогащением выделены хвосты с содержанием от 10,3
до 14, 3% железа. При крупности руды 25—0 мм выделяетея 13,9—
26,2% хвостов с содержанием 10,5—11,1% железа, а при крупности
1—0 мм — 33—50% хвостов с содержанием 11,7—12,8% железа
(первая цифра относится к руде с содержанием 39% железа, вторая —
к руде, содержащей 32,6%). Содержание железа в концентрате в ин-
тервале крупности от —25 до —0,18 мм изменяется от 43,5—39,2%
до 56,5—53,0%, что объясняется недостаточным раскрытием рудных
минералов при измельчении до —0,18 мм.
Магнетит Краснояровского месторождения содержит изоморфные
примеси титана, алюминия, магния и марганца. В очищенном от ме-
ханических примесей магнетите содержится от 65,7 до 72,4% железа,
среднее содержание — 68%.
Краснояровские руды вследствие более тонкой вкрапленности
магнетита и наличия значительных количеств скорлуповатого магне-
тита обогащаются хуже, чем руды Рудногорского месторождения.
В силу указанных двух условий для получения более богатых кон-
центратов (63—65% железа) краснояровскую руду необходимо из-
мельчать весьма тонко.
Рекомендованная на основании испытаний технологическая схема
обогащения с выделением концентратов при крупности измель-
чения руды и промпродуктов 50—0 мм, 10—0 мм, 0,1—0 мм позво-
лит получать лишь бедный кусковым концентрат с содержанием 50%
железа и бедный мелкий концентрат (аглоруда) с содержанием 52,8%
железа. Выход общего концентрата 47,5%, содержание в нем железа
52,1%, извлечение 79,5%. Химический анализ кускового и мелкого
концентрата приведен в табл. 46.
Татьяиинское месторождение
Татьянинское месторождение расположено в Иркутской области.
Железные руды Татьянинского месторождения представляют со-
бой скарны, насыщенные магнетитом, и принадлежат к типу мета-
соматических. Основная масса скарново-рудных тел месторождения
располагается в пределах вулканической трубки. По минералоги-
ческому составу скарны являются полиминеральными и состоят из
пироксена, граната, кальцита, хлорита, серпентина, магнетита и
гематита. Основной скарновый минерал пироксен (90%). Характерно
увеличение с глубиной сульфидной минерализации.
Магнетитовые руды месторождения подразделяются на брекчие-
видные и вкрапленные, составляющие основную массу руд, сетчато-
прожилковые, массивные и почти сплошные руды, имеющие мень-
шее распространение. Все типы руд тесно перемежаются между
собою. Процесс мартитизации руд развит слабо и неравно-
мерно.
127
Средний химический состав балансовых руд месторождений, %:
17р х ср аст	FeO	FC2O 3	SiO2	A12O3	СаО	MgO	TiO2	Мп	Р	S
34,47	12,42	36,58	17,87	4,46	9,40	8,05	0,38	0,04	0,26	0,67
Модуль "основности 0,78, кремневый модуль 4.
Запасы руды категории В + Сх составляют 39 млн. т, С2 —
4 млн. т.
Институт Уралмеханобр выполнил исследование на обогати-
мость одной пробы руды, характеризующей средний состав рудной
массы месторождения. Основной рудный минерал магнетит, из не-
рудных минералов преобладают гранат, хлорит, пироксен. Проба
руды содержала 32,7% железа и 0,24% фосфора. Модуль основности
равен 0,76. К неблагоприятным факторам текстурно-структурного
строения относятся чрезвычайно тонкое срастание магнетита с неруд-
ными минералами и присутствие апатита в тесной ассоциации с маг-
нетитом.
Руда подвергалась обогащению методами сухой и мокрой магнит-
ной сепарации в слабом поле. Установлено, что применение сухого
магнитного обогащения является малоэффективным. Из руды не
удалось получить крупнокускового концентрата, пригодного для до-
менной плавки, а также выделить бедные отвальные хвосты при сред-
нем и мелком дроблении. Выход хвостов составлял около 7% при
содержании железа в них 16—17%. Поэтому исходная руда обога-
щалась по схеме с двумя стадиями измельчения и двумя стадиями
мокрой магнитной сепарации. В первой стадии при крупности из-
мельчения 3—0 мм выделено 34% хвостов с содержанием 12,3% же-
леза. Во второй стадии при крупности измельчения 0,15—0 мм
получен концентрат с содержанием 57,2% железа (извлечение 79,1%),
а при крупности —0,044 мм — 62,7%.
Химический состав концентратов различного качества приведен
в табл. 46. С улучшением качества концентрата состав шлакообра-
зующих компонентов изменяется за счет более интенсивного удаления
кремнезема й окиси магния: модуль основности увеличивается, а
кремневый модуль снижается.
Руда Татьянинского месторождения по сравнению с дегтярской ру-
дой измельчается несколько хуже до крупности 0,15 мм и значительно
лучше — до меньшей крупности. Переходной коэффициент от дегтяр-
сйой руды находится в пределах 0,8—1,5 в зависимости от степени
измельчения.
Нерюндинское месторождение
Нерюндинское железорудное месторождение расположено в Усть-
Илимском районе Иркутской области. По своему происхождению оно
аналогично другим месторождениям Ангаро-Илимского района: Кор-
128
шуновскому, Рудногорскому, Краснояровскому. Основной генетиче-
ский тип — метасоматические магнетитовые руды.
Месторождение представлено двумя рудными телами (Нерюнда и
Спутник), связанными по поверхности скарновой зоной и залегаю-
щими среди осадочных пород каменноугольной и пермской систем.
Рудное тело Нерюнда представлено серией тел сплошных магне-
титовых руд, перемежающихся брекчиевидными и вкрапленными
рудами. Общая протяженность скарново-рудной зоны 2,5 км, мощ-
ность на флангах 20—50 м, в центральной части — до 300 м. Пред-
полагаемая глубина распространения оруденения 1000—1200 м. Па-
дение скарново-рудной зоны 70—75° на юг. В строении рудного тела
участка Нерюнда наблюдается некоторая закономерность, выражаю-
щаяся в зональном распределении различных типов руд. Так, цент-
ральную часть каждого рудного тела слагают сплошные руды, с ко-
торыми как с висячего, так и с лежачего боков контактируют брекчие-
видные руды, в свою очередь сменяющиеся вкрапленными рудами.
Рудное тело Спутник представляет собой жилу магнетита с не-
сколькими апофизамц. Вокруг основного рудного тела развиты гра-
натовые, гранат-хлоритовые и другие скарны почти неоруденелые.
Протяженность основной жилы магнетита 2,0—2,5 км, мощность от
6 до 40 м. Общая мощность скарново-рудной зоны колеблется в пре-
делах 50—170 м. Падение ее 65—70° на юго-восток. Предполагаемая
глубина оруденения 800 м.
По текстурно-структурным признакам руды месторождения под-
разделяются на следующие типы.
Сплошные руды, залегающие в виде жил. Это магнетитовые руды
средне- или крупнозернистой структуры, массивной, полосчатой,
крустификационной, шестоватой текстур.
Сплошные метасоматические магнетитовые руды массивной, ооли-
товой и сферолитовой текстур. Они обычно тяготеют к центральным
частям скарново-рудной зоны. Развиты эти руды в основном на участ-
ке Нерюнда.
Брекчиевидные магнетитовые руды более распространены на
участке Нерюнда. Текстура руд брекчиевидная, кокардовая, пятни-
стая. Зачастую эти руды мартитизированы, в приповерхностной зоне
лимонитизированы. Интенсивность мартитизации неравномерна.
Вкрапленные и прожилково-вкрапленные руды, составляющие
примерно 40% от объема скарново-рудной зоны участка Нерюнда.
Содержание магнетита в виде вкрапленности колеблется от 10—20
до 50%. Эти руды обычно приурочены к хлорит-гранатовым, хлорит-
серпентин-гранатовым и другим скарнам, развившимся по вмещаю-
щим породам в интервалах между сплошными и брекчиевидными ру-
дами.
По содержанию железа растворимого руды подразделяются на
три сорта: I сорт — более 45% Fe, II сорт — 25—45% Fe, III сорт —
15-25% Fe.
Основной рудный минерал магнетит. Нерудные минералы: сер-
центин, кальцит, гранат и хлорит. В подчиненном количестве встре-
9 заказ 478	129
чаются полевой шпат, амфибол, слюды, кварц и апатит. Апатит при-
урочен к карбонатам среди рудных выделений. Отмечается значитель-
ное количество участков тесного взаимопрорастания рудных и не-
рудных минералов.
Вкрапленность магнетита варьирует от 0,01 до 0,3 мм с преобла-
дающим размером зерен для средневкрапленной руды — 0,1 мм и для
тонковкрапленной руды — 0,05 мм.
Магнетит разубожен механическими примесями нерудных мине-
ралов, практически не отделяемых от минерала магнетита, и изоморф-
ными примесями магния и алюминия, входящими в состав кристал-
лической решетки магнетита.
Запасы железной руды по категориям A -f- В 4- Сх составляют
31 млн. т, С2 — 106 млн. т. Среднее содержание железа 37%.
Исследования обогатимости руды проводились институтами Урал-
механобр, Механобр и заводом «Сибэлектросталь» и продолжаются
в настоящее время.
В 1969 г. заводом «Сибэлектросталь» испытывалась проба руды,
характеризующая магнетито-мартитовые брекчиевидные руды гори-
зонта 0—50 м, и проба, представляющая мартит-магнетитовые руды
горизонта 50—100 м. Исходная руда проб содержала соответственно:
39,0 и 38,5% Fe; 0,55 и 0,33% Р; 13,28 и 14,84%SiO3; 5,65 и 5,15%
А12О3; 9,3 и 10,36% СаО; 7,95 и 8,05% MgO; 0,02 и 0,104% S;l,27
и 0,75% Р2О5; основность руды 0,42 и 0,41, кремневый мо-
дуль — 2,34 и 2,88.
Для обогащения руды рекомендована трехстадиальная схема
магнитного обогащения, включающая сухую магнитную сепарацию
руды крупностью 15—0 мм с выделением крупных хвостов, мокрую
магнитную сепарацию промпродукта сухой магнитной сепарации
в две стадии при крупности 3—0 мм и 0,1 (0,74) — Q мм. По этой
схеме получены следующие результаты обогащения: выход концент-
рата 44,0—50,7%, содержание железа в нем 67,1—62,6%, извлече-
ние железа 75,9—82,4%. Концентраты содержат 0,27—0,14% Р2О6,
имеют хорошую основность (0,83—1,14) и низкий кремневый модуль
(1,01-0,89).
В институте Механобр в 1970 г. исследовались пробы руды го-
ризонтов 0—50 и 50—150 м Нерюндинского месторождения, которые
содержали соответственно: 36,6—42,8% Fe, 6,66—11,60% FeO,
16,40-12,80% SiO2, 5,10-4,65% A12OS, 10,98-8,75% СаО, 7,40-
6,98% MgO, 0,15—0,20% S, 1,20—1,05% P2O5. Основность руды
0,86—0,90, кремневый модуль 3,2—2,7.
Обогащение руды производилось по технологическим схемам,
включающим сухую магнитную сепарацию руды крупцостыо 20—
0 мм и мокрую магнитную сепарацию промпродукта сухой магнитной
сепарации в три стадии при крупности 3—0лш,50—60% —0,074 мм
и 97% —0,044 мм.
Результаты обогащения проб руды горизонтов 0—50 и 50—150 мм
по этим схемам: выход концентрата 38,8—51,3%, содержание железа
в концентрате 64,8—65,2%, извлечение железа в концентрат 68,2—
130
65,6%. Концентраты содержат: 1,55—1,28% SiO2, 1,34—1,40%
А12О3, 0,28-0,33% CaO, 3,44-3,60% MgO, 0,14-0,20% S.
Руда более глубоких горизонтов месторождения (ниже 150 м)
обогащается подобно рудам верхних горизонтов. Химический анализ
концентратов приведен в табл. 46.
Южно-Алданский железорудный район
Южно-Алданский железорудный район расположен в южной
части Якутской АССР, на территории Алданского и Тимптонского
районов, в бассейне рек Сивагли, Леглиер и Савгель. Известны три
группы месторождений этого района, расположенные на небольшом
расстоянии (30—35 км) друг от друга: Сиваглинская (Сиваглинское,
Пионерское и Комсомольское месторождения), Таежная (Таежное,
Гематитовое, Магнетитовое и другие месторождения), Дес-Савгель-
ская. Крупнейшим месторождением района является Таежное. Зна-
чительные запасы железной руды сосредоточены в Пионерском и Си-
ваглинском месторождениях. Запасы и перспективы использования
РУД Других месторождений исследуются.
Таежное месторождение
Таежное борато-магнетитовое месторождение расположено в Ал-
данском районе Якутской АССР. Оруденение локализовано среди
магнезиально-силикатных пород, магнезиальных скарнов и кальци-
фиров.
Железные руды месторождения представлены магнетитовыми раз-
новидностями.
Главные рудообразующие минералы: магнетит и бораты — лювид-
вигит и ашарит, впервые встреченные в такой ассоциации. Нерудные
минералы: оливин, клиногумит, серпентин, флогопит, кальцит.
На месторождении выделяются следующие минералогические ти-
пы руд: магнетитовые руды с метасиликатами (пироксен и роговая
обманка) и магнетитовые руды с ортосиликатами (оливин, серпентин
и клиногумит). Преимущественным распространением пользуют-
ся серпентино-магнетитовые руды. Значительно менее распростра-
нены людвигит-ашарит-магнетитовые (матовые) руды, являющиеся
комплексным борожелезорудным сырьем. Окисленные руды на место-
рождении отсутствуют. По текстурным признакам различают сплош-
ные, вкрапленные и полосчатые руды.
Среднее содержание в балансовой руде: 44,5% Fe, ~ 2,28% S,
0,08% Р. Широко распространен кобальт, присутствуют вольфрам,
молибден, ванадий и медь. Руды успешно обогащаются магнитной
сепарацией.
Запасы балансовой руды категорий В + Сх составляют 707 млн. т,
С2 — 581 млн. т.
Для освоения месторождения требуется строительство железной
дороги протяженностью около 600 км и линии электропередачи про-
тяженностью 400 км.
9*
131
Исследование железных руд Таежного месторождения проводи-
лись в институтах Механо бр, Горно-химического сырья и Уралме-
ханобр на пробах магнетитовой и борато-магнетитовой руды (табл.44).
Таблица 44
Результаты обогащения руды Таежного месторождения
различной крупности, % '
Крупность измельче- ния, мм	Показатель обогащения	Магнетитовая руда			Борато-магнетитовая руда		
		Содержание железа в исходной руде			Содержание железа в исходной руде		
		55,3	52,84	27—28	48,6	47,0	50,1-50,5
	Выход концентрата	78,9	77,57	44,7	69,7	71,2	66,5
0,2-0	Содержание Fe в кон- центрате	65,43	64,63	53,5	60,92	57,54	62,4
	Извлечение Fe	93,3	94,69	89,0	87,0	87,4	82,8
	Содержание Fe в хво- стах	6,7	12,50	5,55	20,35	20,52	25,72
	Выход концентрата					39,6	63,3	67,0	60,6
0,1-0	Содержание Fe в кон- центрате	—	—	60,9	64,97	59,87	65,66
	Извлечение Fe	—	—	87,0	84,3	85,3	79,3
	Содержание Fe в хво- стах	—	—	5,95.	20,75	20,95	26,13
	Выход концентрата				35,8	61,9	60,8	59,6
0,062—0	Содержание Fe в кон- центрате	—	—	65,4	66,05	62,14	66,28
	Извлечение Fe	—	—	86,5	83,7	80,50	78,0
	Содержание Fe в хво- стах	—	—	5,68	20,48	23,50	27,5
В результате исследований намечаемая технологическая схема
обогащения магнетитовой руды предусматривает: три стадии дроб-
ления, две стадии измельчения до крупности 0,8 (0,5) мм и 0,074 мм
и две стадии мокрой магнитной сепарации с одной перечисткой кон-
центрата, обесшламлйвание и фильтрацию концентрата. Из руды
со средним содержанием 43,2% железа ожидается получить 52,9%
концентрата с содержанием 62,5% железа и извлечением 91,1%.
Химический анализ концентрата приведен в табл. 46.
В борато-магнетитовой руде содержится 15,1—19,4% железа в
форме людвигита и 3,82—5,85% бора. В хвостах магнитной сепара-
ции содержится 8—11% бора и извлекается 74—85% содержащегося
в руде бора.
При обогащении борато-магнетитовой руды измельчение произ-
водится до крупности 0,063 мм, измельченная руда подвергается
одно стадиальному мокрому магнитному обогащению с выделением
железного и боросодержащего концентрата (хвосты сепарации).
132
Пионерское месторождение
Пионерское железорудное месторождение расположено в Тимп-
тонском .районе Якутской АССР.. Основной рудный минерал: магне-
тит, второстепенные — пирит, пирротин, халькопирит и ортит. Не-
рудные минералы: скаполит, диопсид, полевой шпат, роговая обман-
ка и кварц. Среднее содержание в руде (в недрах): 41,5% Fe, 1,91 % S,
0,04% Р. Запасы железной руды категорий А + В +СХ составляют
104 млн. т, С2 — 31 млн. т. Способ добычи — открытый и подземный.
Испытания обогатимости магнетитовой руды Пионерского место-
рождения проводились в институте Механобр.
Для обогащения руды Пионерского месторождения намечается
технологическая схема, включающая: дробление руды в три стадии,
измельчение в две стадии до крупности 0,5—0 мм и —0,074 мм,
мокрую магнитную сепарацию руды крупностью 0,5—0 мм и пром-
лродукта крупностью —0,074 мм с перечисткой концентрата, обес-
шламливание и фильтрацию концентрата. Из руды, содержащей
41,1% железа, ожидается получить 55,7% концентрата с содержанием
65 % железа и извлечением 88,1%, содержание железа в хвостах 11%.
Сиваглинское месторождение
Сиваглинское месторождение находится в Тимптонском районе
Якутской АССР. Руды месторождения представлены первичными
магнетитовыми и окисленными полумартитовыми и мартитовыми
разностями. По текстурным особенностям различают массивные и
вкрапленные руды, а среди мартитовых руд также и брекчиевидные.
В рудах присутствуют пирит, халькопирит, борнит, самородная
медь, пентландит, халькозин, ковелин и др. Руды характеризуются
повышенным содержанием меди и 'кобальта.
Среднее содержание в рудах Сиваглинского месторождения
53,4% Fe (от 25 до 66%), 1,25% S (в окисленных разностях сотые
доли процента), 0,07% Р. Возможно комплексное использование
руд с получением железных и медных концентратов.
Запасы железной руды месторождения категорий А + В + Сх
составляют 26,4 млн. т.
Испытывались магнетитовые и смешанные (мартит-магнетитовые)
руды (табл. 45).
Таблица 45
Химические анализы различных руд
Руды	Элементы и окислы						
	Ре	SiOg	A12O3	MgO	s	р	Си
Магнетитовые 		60,8	6,68	3,54	2,52	2,6	0,065	0,34
Смешанные (мартит-магнети- товые) . . 			53,57	8,85	6,42	3,01	3,52	0,08	0,18
133
Химические анализы концентратов
Таблица 46
Содержание, %
Элементы и окислы	Месторождения													
	Коршуновское			Руд- но- гор- сиое	Краснояров- ское		Татьянин- ское		Нерюндин- ское		Таеж- ное	Пионерское		Сива- глин- ское
Fe	61,12	64,3	66,8	62,0	52,8	50,0	57,7	62,7	63,66	61,35	62,5	65,0	61,2	61,7
FeO	20,9	22,0	22,38'	21,0	17,5	15,5	17,7	—	17,39	17,16	24,0	30,5	—	—
F 62O3	64,18	67,45	70,66	62,3	56,0	54,2	62,8	—	71,71	68,66	58,6	55,8	—	—
SiO2	3.9	2,10	1,08	4,3	5,6	6,3	7,2	4,6	2,24	3,12	3,9	5,45	4,0	3,8
A12O3	1,18	0,94	0,7	1,8	3,6	3,0	2,0	1,47	2,52	2,99	0,9	1,20	3,4	3,3
CaO	1,13	0,84	0,38	1,3	4,3	5,6	4,9	4,2	0,43	0,86	0,3	2,1	1,45	1,45
MgO	3,0	2,06	1,8	3,1	6,7	7,4	2,3	1,5	3,86	4,72	5,7	1,2	3,25	3,25
p	0,29	0,17	0,08	0,15	0,04	0,04	0,178	0,154	0,065	0,079	0,018	—	0,04	0,04
s	0,004	0,004	0,004	0,06	0,064	0,064	0,01	—	0,042	0,023	1,6	1,29	0,08	0,08
Mn	0,16	0,16	0,16	0,13	0,24	0,27	0,07	—	0,32	0,46	0,2	0,06	0,09	0,09
TiO2	—	—	—	0,20	0,29	0,30	0,3	—	0,29	0,94	0,05	.—	0,15	0,15
П. и. n.	0,5	0,5	0,6	3,4	5,05	6,66	1,9	—	1,06	1,37	—.	0,15		—
Модуль основности ....	0,5	0,9	1,2	0,72	1,2	1,4	0,79	0,92	0,9	0,91	1,25	0,49	0,64	0,66
Кремневый модуль ....	3,3	2,2	1,5	2.4	1,55	2,1	3,6	2,1	0,89	1,04	4,33	4,54	1,2	1,2
Мокрой магнитной сепарацией магнетитовой руды, измельченной
до крупности —0,074 мм, получено 88,1% концентрата с содержа-
нием 66% железа и извлечением 95%. Из хвостов магнитной сепара-
ции флотацией выделяется сульфидный концентрат с содержанием:
43,07% Fe, 40,3% S, 6,5% Си и извлечением 2,9% Fe, 64,5% S,
74,9% Си.
Магнитным обогащением мартито-магнетитовой руды круп-
ностью —0,074 мм, содержащей 59,7% Fe, 1,52% Си и 0,021% Со
и флотацией хвостов магнитной сепарации получены железный кон-
центрат, содержащий 68,82% Fe, с извлечением 44,4% Fe, содержа-
щегося в руде; медный концентрат, содержащий 33,56% ^Си,' с извле-
чением 60,08% Си, и пиритно-кобальтовый концентрат, содержащий
0,358% Со, извлечение Со в концентрат 27,9%.
Для обогащения магнетитовой и мартито-магнетитовой руды сред-
него для месторождения состава (51,5% Fe) разработана технологи-
ческая схема, предусматривающая: дробление руды в три стадии,
мокрую магнитную сепарацию руды, измельченной до крупности
3—0 мм, с выделением магнитного концентрата и промпродукта,
классификацию промпродукта по зерну 0,2 -т- 0,1 мм, отсадку пе-
сков классификатора с выделением концентрата, хвостов и промпро-
дукта, который измельчается до крупности 0,2—0 мм, объединяется
со сливом классификатора и обогащается на концентрационных сто-
лах с выделением концентрата, хвостов и промпродукта, обезвожи-
вание и фильтрацию концентрата. Хвосты магнито-гравитационного
обогащения медистой руды обогащаются флотацией для получения
медного концентрата. Выход железного концентрата 78,6—79,7%,
содержание в нем 61—61,3% железа, извлечение железа в концент-
рат 93%. Медный концентрат содержит 7,8% Си, извлечение меди,
содержащейся в хвостах, 92,1%. Химический анализ железного кон-
центрата приведен в табл. 46.
§ 11. ЖЕЛЕЗОРУДНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ДАЛЬНЕГО ВОСТОКА
Месторождения железных руд на Дальнем Востоке образуют пять
основных железорудных районов, из которых промышленный инте-
рес представляют три: Мало-Хинганский (Кимканское месторожде-
ние магнетитовых и гематитовых железистых кварцитов осадочно-
метаморфического типа), Зее-Селемджинский (Гаринское месторож-
дение магнетитовых руд контактово-метасоматического типа), Ниж-
не-Амурский (Николаевское месторождение бурых железняков и
железистых песчаников осадочного типа). Два другие железорудных
района — Уссурийский и Южно-Приморский по запасам и качеству
руд не представляют промышленного интереса.
Гаринское месторождение
Гаринское месторождение находится в Мазановском районе Амур-
ской области. Оруденение приурочено к альбитовым, амфиболо-аль-
битовым и известково-хлоритовым сланцам с прослоями и линзами
мраморизованных известняков.
135
Магнетитовые руды Гаринского месторождения представлены
сплошными массивными и полосчатыми и несплошными полосчатыми,
пятнистыми и вкрапленными разностями. Наиболее распространены
сплошные массивные и полосчатые руды со средним содержанием
58% Fe. В несплошных рудах преобладают вкрапленные руды, пред-
ставляющие собой оруденелые скарны и скарнйрованные амфиболо-
альбитовые породы со средним содержанием 37% Fe. Бедные раз-
ности несплошных руд со средним содержанием железа 23% пред-
ставляют запасы небалансовых руд месторождения.
Руды месторождения разделяются на следующие сорта:
Содержание
Fe, %
Количество
РУД, %
. Мартеновская ............'..........
Доменная . . ..................................
Сернистая руда (аглоруда) . . -................
Богатая фосфористая . .........................
Бедная.........................................
58,3
56,5
56,3
54,8
32,5
1,6
3,3
11,6
14,2
48,7
Коэффициент основности колеблется от 0,3 до 0,6; кремневый модуль 3,3—5,3
Перечисленные сорта руд могут добываться раздельно. В проекте
Гаринского горнообогатительного комбината принята валовая добыча
и обогащение руды.
Среднее содержание железа в руде Гаринского месторождения:
'41,7% Fe, а в подаваемой по проекту на фабрику при валовой добыче
40,8%Fe,l% S, 0,20% Р, 17% SiO2, 5% А12О3, 8% СаО, —2% MgO.
Запасы руды категорий А -ф В -J-Gi 211 млн. т, С2 — 177 млн. т, за-,
балансовой руды — 55 млн. т.
Испытания обогатимости р-уды Гаринского месторождения произ-
водились в институтах Уралмеханобр и Механобр для получения
данных к проектированию обогатительной фабрики.
В институте Уралмеханобр испытывались восемь проб руды верх-
них и нижних горизонтов месторождения с содержанием от 14,18
до 58,46% железа. Сухой магнитной сепарацией руды крупностью
6 (8) — 0 мм и мокрой магнитной сепарацией промпродукта круп-
ностью 0,2 мм из сплошной богатой руды (54,7% Fe) получено 78%
концентрата, содержащего 67,1% Fe, 0,034% Р, 0,05% S; извлече-
ние железа в концентрат 95%. Из бедной вкрапленной руды (20,68%
Fe) получено 22,87% концентрата, содержащего 61,67% Fe, 0,034% Р,
следы серы; извлечение железа в концентрат 69,15%. Из оруденелой
породы (14,18% Fe) получено 12,35% концентрата, содержащего:
56,37% Fe, 0,062% Р; 0,11% S; извлечение железа в концентрат
49,6%.
В институте Механобр испытывались восемь проб верхних и ниж-
них горизонтов. В испытывавшихся пробах содержание основных
элементов колеблется в пределах: 21,0—-63,12% Реобщ, 7,67—25,80%
136
FeO, 36,33-6,15% SiO2, 11,15-1,43% A12O3, 20,39^2,77% CaO,
3,67-1,52% MgO, 0,43-0,19% TiO2, 0,25-0,41% Mn, 0,52-0,12%
P2O5, 2,80—0,03% S. Модуль основности 0,34—0,63, кремневый мо-
дуль 2,51—4,38.
Содержание основных минералов: 90—20% магнетита, 2—3%
мартита (в одной пробе 10), 0—5% пирита, 2—50% граната, 1—20%
эпидота, 1—15% амфибола, 1—3% хлорита, 1—10% полевого шпата,
1—10% кварца, 0,1—9% кальцита, 0,1—0,5% апатита.
Во всех рудах обнаружены (в порядке убывания содержания):
пиритные, кобальтовые, медные и цинковые минералы. Железные
минералы почти полностью представлены магнетитом и небольшим
количеством сульфидов и силикатов. В рудах верхних горизонтов
содержится большее количество силикатного железа, не извлека-
емого механическими методами обогащения, а в рудах нижних гори-
зонтов— сульфидного железа, которое извлекается флотацией.
Опытное обогащение руды среднего качества, содержащей 39,6%
железа, проводилось по схеме, включающей сухую магнитную сепа-
рацию руды крупностью 25—0 мм и мокрую магнитную сепарацию
промпродукта крупностью 3—0 мм, 0,5—0 мм, 70 или 90% класса
минус 0,074 мм. По этой схеме получено 51,8—49,4% концентрата
с содержаниём 65,3—68,1% Fe и извлечением железа в концентрат
85,7—84,9% (первые цифры относятся к конечной крупности измель-
чения 70% —0,074 мм, вторые — 90% —0,074 мм) [49, 50]. Хими-
ческие анализы концентрата приведены в табл; 47.
Концентрат хорошо обезвоживается и фильтруется: влажность
кека 10%, производительность фильтра 1 т/ч-м2 фильтрующей по-
верхности.
Флотацией хвостов магнитной сепарации получены медный и пи-
ритно-кобальтовый концентраты. Экономически выгодно такие кон-
центраты получать только из богатых руд.
Кимканское месторождение
Кимканское месторождение расположено в крайней северо-запад-
ной части Мало-Хинганского железорудного района.
Оруденение представлено пластообразными залежами железистых
роговиков, залегающих в осадочно-метаморфических породах.
На месторождении известны пять железорудных участков: Цент-
ральный, Западный, Майский, Южный и Прихуторской.
На Центральном и Западном участках преимущественно распро-
странены магнетитовые и магнетито-железослюдковые роговики.
В зоне окисления, которая на этих участках проявляется незначи-
тельно, развиты окисленные мартито-железослюдковые, мартитовые
и мартито-лимонитовые разности. В Северном блоке Центрального
участка зона окисления достигает глубины 100—150 м от поверх-
ности, на Западном участке — в среднем 30 м. Запасы окисленной
руды на Центральном и Южном участках достигают 11—12%.
137
Среднее содержание в рудах Центрального и Западного участков:
35,8-35,2% Fe, 39% SiO2, 0,24-0,08% S, 0,21% Р.
Запасы железной руды месторождения категорий А ф В ф Сх
составляют 189 млн. т (из них окисленных — 32,2 млн. т), С2 —
32 млн. т.
В институте Механобр испытывались пробы руды Центрального
и Западного участков Кимканского месторождения, характеризую-
щие поверхностную и приповерхностную (до глубины 35 м) зоны ме-
сторождения, в той или иной мере окисленных. Пробы первичных руд
глубоких горизонтов месторождения не отбирались.
Из пробы магнетитовой руды, содержащей 34,4% железа, сухой
магнитной сепарацией руды крупностью 12—0 мм. и_мокрой магнит-
ной сепарацией промпродукта крупностью 1—0 мм и 0,1—0 мм (кон-
центрат выделялся только в последней стадии) получено 47,1% кон-
центрата с содержанием 61,9% железа и извлечением 85,3%. Извле-
чение железа в концентрат в зависимости от характера вкрапленности
и наличия железной слюдки колеблется от 75 до 85%.
Из пробы магнетито-железнослюдковых роговиков, содержащих
35,6% железа, по той же схеме обогащения получено 45,4% концент-
рата с содержанием 62% железа и извлечением 76,6%. Обогащение
хвостов магнитной сепарации флотацией позволяет увеличить выход
концентрата до 56,1% и извлечение железа в концентрат до 85%,
но содержание железа в общем магнитно-флотационном концентрате
снижается до 57,1%. Обжиг-магнитным обогащением при тех же
крупностях измельчения руды получено 50,1 % концентрата с содер-
жанием железа 58,2% и извлечением 83,1%.
Для магнетитовых руд месторождения рекомендуется двухста-
диальная схема сухой и мокрой магнитной сепарации при крупности
15—0 мм и 0,1—0 мм с выделением в первой стадии хвостов и пром-
продукта. По этой схеме из руды с содержанием/34,2 % железа ожи-
дается получить 45,7% концентрата с содержанием 60,3% железа
и извлечением 80,5%. Для окисленных руд рекомендуется гравита-
ционно-магнитно-флотационная схема обогащения, которая при ко-
нечной крупности измельчения 0,1—0 мм обеспечивает получение
54% концентрата с содержанием 55,4% Fe и извлечением 83,6%.
Химический состав концентратов см. в табл. 47.
Месторождение Железный 'Кряж
Месторождение Железный Кряж расположено в юго-восточной
части Читинской области.
На месторождении выделено девять рудных залежей; наиболее
крупные из них — Главная, Рудничная, Широкий Лог и Падь Пря-
мая. Более половины запасов сосредоточено в залежи Главной.
На месторождении выявлены следующие типы руд: окисленные,,
массивные магнетитовые, вкрапленные магнетитовые, людвигит-маг-
нетитовые, титано-магнетитовые, магнетито-сульфидные и магнетито-
серпентиновые.
138
Массивные магнетитовые руды слагают основную массу рудных
тел. В залежи Главной они составляют почти 100% всех кондицион-
ных руд. Основная масса магнетитовых руд (80%) сложена мелко- и
среднезернистым магнетитом, образующим агрегаты размером до не-
скольких сантиметров и отдельные зерна размером 0,2—0,3 мм.
Имеется также и тонкая вкрапленность магнетита (несколько микро-
нов) в нерудных минералах. Кроме магнетита встречается гематит
и титано-магнетит. Нерудные минералы представлены актинолитом,
флогопитом, эпидотом, гранатом, диопсидом и др. В тесной ассоциа-
ции с магнетитом в виде прожилков и отдельных включений нахо-
дятся сульфиды — пирит, пирротин и сфалерит размером от 2—10
до 0,01—0,05 мм, а халькопирит — от 1 до 7 мм.
Вкрапленные магнетитовые руды имеют подчиненное значение.
Магнетито-серпентиновые руды распространены в залежах Руднич-
ной, Широкой и Пади Прямой. Сульфидно-магнетитовые руды встре-
чены на Главной и Рудничной залежах. Содержание сульфидов в них
достигает до 20—40%. Титано-магнетитовые руды в небольшом ко-
личестве наблюдаются в залежи Падь Прямая, магнетит-людвиги-
товые — в залежах Рудничной, Широкий Лог, Падь Прямая.
Среднее содержание в рудах, по данным института Гипроруда:
53,4—51,4% Fe, 0,206—0,045% Р2О5, 2—5% S (первые цифры от-
носятся к залежи Главной, вторые — к остальным залежам). Запасы
железной руды на месторождении 33 млн. т.
Испытания обогатимости проводились на двух пробах магнетито-
вой руды залежи Главной, взятых из поверхностных выработок.
Эти две пробы руды содержали, %:
	Fe	FeO	РбгОз	SiOa	А120з	СаО	MgO	Мп	Р20,
Первая . .	63,6	28,4	59,5	2,94	1,52	1,10	2,17	0,15	0,27
Вторая . .	36,35	11,37	39,3	27,06	1,70	10,08	4,94	0,60	0,014
	тю2	S	СО	Си	Zn	РЬ	к2о+ +Na20	п. п. п.
Первая . .	0,05	1,61	0,004	0,02	0,06	следы	0,2	2,62
Вторая . .	0,10	0,10	0,009	0,04	0,11	0,07	0,5	3,82
Модуль основности 0,73 — 0 ,525 кремневый модуль 1,9 —1,6.
Содержащееся в пробах железо представлено: маггемитом (94,61 —
79,42%), магнетитом (0,3—2,60%), гидроокислами (1,22—73,5%), си-
ликатами (1,76—10,63%).
Сухой магнитной сепарацией из пробы бедной руды при круп-
ности —50 4- 25 мм выделяется 19,1 — 21,9% хвостов с содержа-
нием 19,61—18,79% Fe.
1З9
На пробе богатой руды (63,6% Fe) проводились испытания по
агломерации руды.
Мокрой магнитной сепарацией на трубчатом магнитном анали-
заторе при крупности измельчения 24,5; 40; 60; 80 и 100% класса
—0,074 мм выделяется соответственно: 41,2; 38,9; 38,2; 38,3 и 37,8%
концентрата с содержанием: 65, 76; 67; 68,52; 68,25; 68,51% железа
при извлечении железа в концентрат:. 74,6; 73,1; 72,6; 72,7; 71,6%.
Измельчать руду более тонко, чем до 65% класса —0,074 мм, не
рационально.
По четырехстадиальной схеме магнитного обогащения при круп-
ности руды и промпродуктов 25—0, 3—0, 0,5—0 мм и 40% —0,074 мм
с выделением концентрата в последней стадии получено 37,2% кон-
центрата с содержанием 68,29% железа и извлечением 70,7%.
Для обогащения руды месторождения Железный Кряж со сред-
ним содержанием 51,7% железа предложена двухстадиальная схема
обогащения: сухая магнитная сепарация руды крупностью 25—0 мм
и мокрая магнитная сепарация промпродукта крупностью 0,5—0 мм.
По этой схеме ожидается получить 71,8 % концентрата с содержанием
65% железа и извлечением 90,3%.
Химические анализы  концентрата приведены в табл. 47.
Таблица 47
Химический состав концентратов
Элементы и окислы	Месторождения				
	Горинское	Кимканское		Железный Кряж	
	Содержание, %				
Fe	67,70	60,54	56,82	64,96	68,33
FeO	28,46	13,98	4,6	26,57	27,96
SiO,	2,40	11,12	15,81	3,67	1,95
Al»Og	0,63	1,2	2,43	1,43	0,94
Cab	1,46	0,62	.1,39	2,10	1,22
MgO	0,26	. 1,57	0,55	1,48	0,89
MnO	0,31	0,26	0,58	0,36	0,18
TiO2	0,14	0,10	0,10	0,17	0,13
PA	0,10	0,18	0,44	0,09	Следы
s	0,18	0,06	0,01	< 0,01	< 0,01
Модуль основности	0,57	0,18	0,146	0,7	0,73
Кремневый модуль	3,8	9,3	6,5	2,57	2,07
Костеньгйнское месторождение
Расположено в Еврейской автономной области Хабаровского
края представлено магнетитовыми (70% запасов) и магнитно-гемати-
товыми (30% запасов) кварцитами. Месторождение включает руд-
ное тело № 1 мощностью 40 м с запасами 250—260 млн. т и руд-
ное тело № 2—3 мощностью около 20 м с запасами до глубины
200 м около 60 млн. т.
Среднее содержание валового железа в магнетитовых кварцитах
35,3%, а в магнетито-гематитовых — 34,6%.	;
140
Переход одного типа руды в другой отмечен наличием в составе
рудного горизонта безрудного прослоя осадочной хлорит-кремнисто-
карбонатной брекчии, реже наблюдается постепенный переход од-
ного типа руд в другой.
Встречаются разновидности руд брекчиевой (обломочной) тексту-
ры, где обломки кварца сцементированы карбонатами; петельчатой
текстуры (лимонит, замещая нерудные минералы, образует сетку из
тонких прожилок); кавернозной текстуры с пустотами, образовав-
шимися в результате выщелачивания. Распространена порфировид-
ная текстура с чешуйками железной слюдки в виде цемента.
Структура руды разнозернистая с чешуйками железной слюдки
размером 0,03—0,002 мм и зернами магнетита и мартита размером
0,04—0,004 мм. Рудные минералы представлены магнетитом, гемати-
том, мартитом, гидроокислами железа (лимонитом), сидеритом. Не-
рудные минералы представлены кварцем, кальцитом, магнезитом,
плагиоклазом, доломитом, хлоритом, пироксеном, амфиболом, апа-
титом.
Участки нерудных минералов достигают 0,8 мм, средний размер
зерен 0,1—0,004 мм.
Рудные минералы представлены очень тонкими зернами; даже
в классе —0,044 мм еще содержится значительное количество срост-
ков магнетита и мартита с нерудными минералами.
Вследствие невысокого содержания железа, сложности минераль-
ного состава, очень тонкой вкрапленности рудных минералов и тес-
ного их взаимопрорастания с нерудными, руда является труднообо-
гатимой.
Фазовый и химический анализы руды приведены в табл. 48 и 49.
Таблица 48
Фазовый анализ руды
Форма соединений железа	Магнетитовая руда	Магнетит-гема- титовая руда
	Содер»	кание, %
Общее железо 			30-34	33-39-
Рудное железо 	 В том числе:	29-33	32-38
Связанное с магнетитом ....	18—22	8-18
То же, с гидроокислами ....	0,1-5	0,1-2	.
То же, с карбонатами 		0,1-5	0,1—4
То же, с гематитом	 Железо, связанное с силикатами .	6—7	19—20
	0,5-1	0,3-1
Исследования обогатимости руды проведены в 1969—1970 гг.
в институте Уралмеханобр и на заводе «Сибэлектросталь». Методом
мокрой магнитной сепарации в слабом поле при конечной крупности
измельчения 95% класса —0,074 мм из разновидностей магнетито-
вой руды получены концентраты с содержанием железа 58—63%
при извлечении 65—70%, а из разновидностей магнетит-гематитовой
141
Таблица 49
Химический анализ руды и концентратов
Элементы, окиелы	Магнетитовая РУДа, %	Магнетит- гематитовая РУДа, %	Концентраты с различным содержанием железа, %					
Fe	30,7—33,7	32,9-39,5	53,2	57,5	61,3	65,0	67,8	48,3
FeO	13,3—9,2	8,7—7,2	19,7	20,6	24,2	25,2	22,9	—.
Fe2O3	29,1-38,0	37,8—51,7	54,2	60,7	61,0	65,7	71,6	—
SiOa	39,4—43,5	39,2—37,0	19,6	16,5	9,3	6,0	4,2	15,1
AlaO3	2,0-1,9	1,0—0,8	1,5	0,6	0,5	0,5	0,4	1,3
СаО	2,4-0,9	1,8-0,8	0,7	0,5	0,6	1,1	0,2	3,0
MgO	3,6—1,4	3,3—1,5	1,5	0,9	0,8	0,6	0,2	4,0
TiO2	0,15-0,14	0,1-0,12	0,28	0,1	0,08	0,1	0,05	—
Mn	0,7—0,5	0,6—1,2	0,3	0,4	0,25	0,1	0,3	—
P	0,21—0,23.	0,19-0,2	0,2	0,1	0,05	0,05	0,02	0,2
Cr2O3	0,05-0,04	0,05-0,03	0,01	0,01	0,01	0,01	0,01	——
s	0,08-0,01	0,04-0,006	0,04	0,04	0,04	0,04	0,04	—
Zn	0,017—0,011	0,013—0,011	0,02	0,02	0,02	0,02	0,02	—
Модуль основности	0,2-0,05	0,12-0,06	0,1	0,1	0,15	0,13	0,1	—
Кремневый модуль	—	—	13,2	10,0	17,0	5,4	9,4	—
руды получены концентраты с содержанием железа 60—66% при
извлечении 30—45%. При конечной крупности измельчения 95.%
класса —0,044 мм качество концентратов повышается соответственно
до 63,8—65,0% и 65,7—68,0% железа, а извлечение снижается до
56—67% и 28—42%. Из магнетитовой руды с содержанием 27% маг-
нитного железа извлечение железа в концентрат достигает 76%.
Применение только мокрой магнитной сепарации в слабом поле
не обеспечивает удовлетворительного извлечения железа даже из
существенно магнетитовых руд. Так как раздельная добыча магне-
титовых и гематито-магнетитовых руд невозможна, необходимо обо-
гащать руду комбинированными методами.
По обжигмагнитной схеме при крупности измельчения 95% класса
—0,074 мм из отдельных разновидностей магнетитовой и гематито-
магнетитовой руды получен концентрат с содержанием 51—61% Fe
при высоком извлечении 86—90%.
Для сокращения количества материала, направляемого на обжиг,
руда разделялась методом сухой магнитной сепарации на магнитную
фракцию, представленную в основном магнетитом, и немагнитную
фракцию, в которой главным образом содержится гематит.
Магнитная фракция обогащалась мокрой магнитной сепарацией
в слабом поле при крупности измельчения 98% класса —0,074 мм.
Немагнитная фракция, выход которой равен 31—57% от руды, под-
вергалась восстановительному обжигу и затем обогащалась мокрой
магнитной сепарацией в слабом поле при крупности измельчения
98% класса —0,074 мм. По этой схеме получены концентраты с со-
держанием 53—60,5% Fe при извлечении 69—75%.
По гравитационно-обжигмагнитной схеме из руды крупностью
10—0 мм отсадкой выделено 20—40% отвальных хвостов с содержа-
142
нием железа 18—20%. Из гравитационного промпродукта при круп-
ности измельчения 98% класса —0,074 мм мокрой магнитной сепа-
рацией в слабом поле выделено 14—30% концентрата с содержанием
60—65,8% Fe и 34—44% промпродукта, из которого после восста-
новительного обжига и измельчения до 98% класса —0,074 мм мок-
рой магнитной сепарацией в слабом поле выделено дополнительно
10—27% концентрата с содержанием 50—54% Fe. По этой схеме по-
лучен суммарный концентрат с содержанием 55—61% Fe при извле-
чении 70—80%.
Хвосты магнитной сепарации, полученные из гематит-магнетито-
вой руды, обогащались флотацией и комбинированными гравитацион-
но-магнитно-флотационными методами. В результате флотации хво-
стов крупностью 98% класса —0,074 мм, содержащих 25,8% железа,
выделяется 30,4% концентрата с содержанием 48,3% Fe при извле-
чении 43,2%. Суммарный концентрат, полученный по магнитно-фло-
тационной схеме, содержит 55,2% Fe при выходе 51,2% и извлече-
нии 83,1%.
По комбинированной схеме обогащения хвостов, включающей
отсадку хвостов I стадии (крупностью 3—Омж), магнитную сепара-
цию в сильном поле доизмельченного промпродукта отсадки и хво-
стов II стадии сепарации в слабом поле, флотацию промпродукта се-
парации в сильном поле и хвостов III стадии сепарации в слабом
поле, выделяется 25,5% концентрата, содержащего 45,5% Fe при из-
влечении 37%. Суммарный концентрат, полученный по магнитно-
гравитационно-магнитно-флотационной схеме, содержит 55,3% же-
леза при выходе 47,3% и извлечении 76,9%.
Казенное месторождение
Месторождение входит в Уссурийскую группу, расположенную
в бассейне верхнего течения реки Уссури. Рудное тело имеет пласто-
вую форму протяженностью 820 м по простиранию и 700 м по паде-
нию, мощность его в среднем 37 м. Запасы руды составляют около
30 млн. т, из них 76% магнетитовые кварциты, остальная часть маг-
нетито-гематитовые кварциты. Оба типа руд могут добываться селек-
тивно.
Исследование обогатимости двух проб руды — магнетитовой и
магнетито-гематитовой с содержанием железа 30,2 и 29,4% прове-
дено заводом «Сибэлектросталь» в 1970 г.
В магнетитовой руде 71% рудного железа представлено магнети-
том и 13,4% гематитом и гидроокислами. В магнетит-гематитовой
руде 40% рудного железа представлено магнетитом и 53% гемати-
том и гидроокислами. Основной нерудный минерал — кварц. В руде
содержится 47—48% SiO2, 0,06—0,12% S, 0,36% Р. Магнетит содер-
жит около 71,8% железа. Преобладающий размер зерен магнетита
0,02—0,1 мм. Из магнетитовой руды крупностью 25—0 мм сухой
магнитной сепаратней удаляется 28% хвостов с содержанием 13,4%
железа.
143
Обогащением промпродукта сухой магнитной сепарацией при
крупностях 3—0, 0,25—0 и 0,053—0 мм выделяется 15; 13,5 и 9,5%
хвостов с содержанием 13,3; 13,5 и 14,8% Fe. Повышенные потери
железа в хвостах происходят за счет тонкой рассеянной вкраплен-
ности гематита в нерудных минералах. Концентрат содержит
63% Fe, 10,2% SiO2, 0,06% Р, 0,23% СаО,0,52% MgO, 1,1% А12О3.
Извлечение железа в концентрат 70,4%.
По гравитационно-магнитно-флотационной схеме из магнетито-
гематитовых кварцитов получен концентрат с содержанием 62% же-
леза при извлечении 77,4%.
Удско-Селемджинский бассейн
В 1965—1966 гг. в Тугуро-Чумиканском и Удско-Селемджинском
междуречье открыты месторождения: Курумское, Итматинское, Га-
ламское, Гербиканское, Мильканское.
Руды этих месторождений — магнетитовые, гематито-магнетито-
вые и гематитовые. Руды имеют тонковкрапленную текстуру, повы-
шенное содержание фосфора и марганца. Исследование обогати-
мости руды проведено на заводе «Сибэлектросталь».
Мильканское месторождение
Расположено в центральной части Тугуро-Чумиканского района,
в междуречье Среднего и Большого Милькана, правого притока реки
Уды. Месторождение включает четыре рудных тела, приуроченных
к толще яшм, кремнисто-глинистых сланцев и песчаников. На место-
рождении выявлены существенно магнетитовые (85% запасов) и маг-
нетит-гематитовые руды.
Магнетит-гематитовые руды залегают среди магнетитовой руды
в виде пластов и линз мощностью 0,5—5 м. Текстура руды — полос-
чатая, массивная и вкрапленная, преобладают полосчатые руды.
Рудные минералы — магнетит, гематит, гидроокислы железа
и марганца. Нерудные минералы — биотитоподобная слюдка, хло-
рит, глинистое и слюдисто-кремнистое вещество, кварц. Размеры
вкрапленности зерен магнетита от 0,001 до 2 мм, преобладают зерна
0,02—0,05 мм. Магнетит частично мартитизирован (до 10%). Фрак-
ция магнетита содержит 70,1% Fe, 21,3% FeO, 78% Fe2O3, 0,04%
MgO и 0,23% CaO. Гематит, гетит и гидрогетит находятся в виде
тонкодисперсной вкрапленности в нерудных минералах, что затруд-
няет выделение их монофракций. Размер зерен кварца от 0,02—
0,07 мм (тонкозернистый) до 0,14—0,21 мм (крупнозернистый).
Средний химический состав руды: 30,9% Fe; 2,08% Мп; 0,01% S;
0,2% Р; 39,8% SiO2; 6,5% А12О3; 1,2% MgO; 0,27% CaO. Насыпной
вес руды 1,9—2,1 m/м3, плотность — 3,5 г/см3, влажность — 0,5%.
Ориентировочно запасы руды 620 млн. т.
Испытанию подвергалась руда с содержанием 31,2% железа,
из них: в форме магнетита 14,5%, мартита 4,5%, гематита 6,5%,
144
гидроокислов 1%, силикатов 4,7%, фосфора 0,3%, серы 0,02%, мар-
ганца 1,74%. По трехстадиальной схеме магнитного обогащения
в слабом поле при конечной крупности измельчения 0,053—0 мм
получен концентрат с содержанием 62% железа и 0,08% фосфора
при выходе 26% и извлечении 51,5%. Довбдка хвостов для извлече-
ния слабомагнитных железных минералов не дала положительных
результатов из-за тонкодисперсной (0,002—0,003 мм) вкрапленности
рудных минералов в хвостах.
Самое высокое содержание железа в концентрате (65,7%) полу-
чено при конечной крупности измельчения —0,044 мм.
Тонкозернистое сложение и тесная взаимосвязь рудных и неруд-
ных минералов определяют трудную обогатимость руды. В концент-
рате крупностью 0,053 мм содержится около 10% нерудных мине-
ралов в виде дисперсной вкрапленности. Химический состав концент-
рата: 62% Fe, 0,41% СаО, 0,3% MgO, 8,9% SiO2, 2,1% А12О3, 0,1% Р,
0,02% S, основность 0,06, кремневый модуль 4,2.
Гербиканское месторождение
Расположено в Тугуро-Чумиканском районе в верховье реки,
Гербикан.
Руда — магнетитовая и магнетито-гематитовая, тонкополосча-
той текстуры, обусловленной чередованием слоев с разным содержа-
нием рудных и нерудных минералов. Руды плотные, тонкозернистые.
Рудные минералы — магнетит, маггемит, гематит, гидроокислы же-
леза, пирит, халькопирит, борнит, пирротин, псиломелан, пиролю-
зит. Нерудные минералы — кварц, глинистое вещество, слюды, апа-
тит, карбонаты.
Размер зерен магнетита 0,01 до 0,2 мм, преобладает 0,01— 0,04 мм.
Магнетит мартитизирован или частично замещен маггемитом (на
10—15%). Гематит находится в виде пластинчатых включений в маг-
нетите или нерудных минералах. Гидроокислы железа покрывают
тонкой пленкой нерудные минералы. Пирит, халькопирит, пирро-
тин, борнит (их общее количество 1—2%) находятся в виде тонкой
вкрапленности в магнетите. Нерудные минералы, как правило, не-
четко обособлены от рудных и находятся в тесном срастании с ними.
Средний химический состав руды: 42,5% Fe; 1,6% Мн; 0,72% Р;
0,05% S; 19,7% SiO2; 4,5% А12О3, 2,6% СаО; 0,78% MgO. Ориентиро-
вочно запасы руды составляют около 300 млн. т. При обогащении
руды методами сухой и мокрой магнитной сепарацией не получено
удовлетворительных результатов: содержание железа в концентрате
52% при извлечении около 30%.
При обжигмагнитной схеме получен концентрат крупностью
0,074 мм с содержанием 53,1% Fe, 0,5% Р, 14,1% SiO2, 0,8% Мп
при извлечении 84,1% Fe. Механическими способами практически
нельзя удалить фосфор из концентрата вследствие чрезвычайно тон-
кой его вкрапленности в рудных минералах. Концентраты могут
10 Заказ 478
145
быть использованы только для томассовского и фосфористого литей-
ного чугунов или в смеси с другими низкофосфористыми концентра-
тами для получения передельного чугуна.
Итматинское месторождение
Расположено в северо-восточной части Селемджинского района.
Руды магнетитовые, лимонито-магнетитовые, тонкозернистые, мас-
сивные и полосчатые.
Магнетит находится в виде тонкой вкрапленности (0,001—0,05 мм)
и обособленных зерен (0,05—0,2 мм), преобладают тонкие зерна маг-
нетита 0,005'—0,1 мм. При крупности 0,074 мм 50% магнетита нахо-
дится в виде сростков с нерудными минералами, 15% в сростках с
гидроокислами и 35% в свободном виде.
Гидроокислы железа в основном присутствуют в виде тонких
включений (0,002—0,08 мм) в нерудных минералах.
Нерудные минералы: кварц, биотитоподобная слюда, апатит, гли-
нистое вещество. В руде содержится 42% Fe, 0,02% S, 0,6% Р,.
2,5% Мп, 17% SiO2, 1,8% MgO, 2,3% CaO, 2,3% А12О3.
Методом мокрой магнитной сепарации можно выделить концент-
рат с содержанием 50,6% Fe, 0,6% Р, 1,2% Мп, при извлечении
железа 41—71%.
По обжигмагнитной схеме обогащения выделен концентрат с со-
держанием 53% Fe, 0,6% Р, 15% SiO2 и 2,4% Мп при извлечении
железа 80—86%.
Галамское месторождение
Расположено в юго-западной части Тугуро-Чумиканского района
по левобережью реки Ирюнда, правого притока реки Галам. На место-
рождении выделены магнетитовые и гетит-гидрогетит-магнетитовые
руды массивной и брекчиевидной текстуры с равномерной или агре-
гативной вкрапленностью рудных минералов. Основные железосо-
держащие минералы — магнетит и гидроокислы железа, марганец-
содержащие — пироксмангит, пиролюзит, фосфорсодержащие —ман-
ганапатит и апатит. Магнетит наблюдается в виде тонкозернистых
агрегатов и сплошных неразличимозернистых масс. В незначительном
количестве в рудах отмечается прожилковый и сгустковый магнетит.
Мощность его прожилков не превышает 2—2,5 мм. Зерна магнетита
изометричны, реже четырехугольные, размером от 0,004 до 0,04 мм,.
преобладающая вкрапленность 0,013—0,020 мм.
Для магнетита характерно тонкозернистое строение и тесное
взаимопрорастание с нерудными минералами. В магнетите в незна-
чительном количестве присутствуют: CaO, MgO, А12О3, Мп, Р. На-
личие в рудах гнезд нерудных минералов позволяет при крупном
измельчении сбросить часть пустой породы в хвосты.
Нерудные минералы представлены оливином, флогопитом, рого-
вой обманкой, пироксмангитом, апатитом. Неизвлекаемого железа
(связанного с нерудными минералами) — 9,5—10,8%. В руде содер-
146
жится 42—45% Fe, 6,9% Mn, 0,96% P, 0,02% S. Руда отличается
низкой основностью (0,14) и незначительной влагоемкостью.
Ориентировочно запасы руды около 500 млн. т.
Руда труднообогатима вследствие тончайшей вкрапленности маг-
нетита в нерудных минералах и тонкого пылеватого прорастания не-
рудных минералов в магнетите. Полного раскрытия зерен магнетита
не наблюдается даже при крупности 20 мк. Многостадиальным обога-
щением с постепенным выделением хвостов в каждой стадии и много-
кратной перечисткой магнитного продукта крупностью 20 мк был
получен концентрат с содержанием 60,3 и 56,7% Fe при выходе его
58,5 и 30% и извлечении 77 и 55,4% Fe (соответственно-для магнети-
товой и гетит-магнетитовой руды). Содержание фосфора и марганца
во всех концентратах составляет соответственно 0,4—0,6% и 5,5—
3,5%. Химическое выщелачивание фосфора из железных концентра-
тов снижает его содержание до 0,02—0,03%. Флотацией хвостов маг-
нитной сепарации получен апатитовый концентрат с содержанием
26,6 и 24,5% Р2О6 при выходе 4,3 и 3,8% и извлечении 46,2 и 38,9%.
Рекомендуется трехстадиальная схема магнитного обогащения,
которая включает сухую магнитную сепарацию руды 25—0 мм и две
стадии мокрой магнитной сепарации при крупностях 3—0 и 0,074—
0 мм. Эта схема позволяет получать концентрат с содержанием 55,4
и 50,9% Fe при выходе его 72,4 и 38,5% и извлечении 87,2 и 63,9%.
Химический состав концентрата: 55% Fe, 1,1% СаО, 0,6% MgO,
10% SiO2, 1,2% А12О8, 0,43% Р, 0,025% S, 5,2% Мп. Вследствие вы-
сокого содержания фосфора и марганца концентрат можно использо-
вать в доменном производстве только в смеси с другими концентра-
тами более чистыми по фосфору и марганцу.
10*
РАЗДЕЛ ВТОРОЙ
СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ТЕХНОЛОГИИ
ОБОГАЩЕНИЯ МАГНЕТИТОВЫХ РУД В СССР
Глава III
ОБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ ЕВРОПЕЙСКОЙ ЧАСТИ СССР
КРИВОРОЖСКИЙ И КРЕМЕНЧУГСКИЙ ЖЕЛЕЗОРУДНЫЕ
РАЙОНЫ
В Криворожском бассейне действуют пять горнообогатительных
комбинатов: Южный, Ново-Криворожский, Центральный, Север-
ный и Ингулецкий. В Кременчугском районе в 1970 г. введен в экс-
плуатацию Днепровский горнообогатительный комбинат. На всех
комбинатах обрабатываются магнетитовые кварциты. На Централь-
ном ГОКе наряду с магнетитовыми кварцитами обогащаются окис-
ленные руды после магнетизирующего обжига.
Впервые в практике обработки магнетитовых руд на Криворож-
ских комбинатах в широком масштабе освоена новая технология мно-
гостадиального обогащения руды. Внедрение новой технологии по-
зволило в короткий срок, без значительных затрат на реконструк-
цию и практически без снижения производительности комбинатов
резко повысить качество концентрата (в среднем на 3,5% железа}
и получить большой экономический эффект в металлургическом пе-
ределе.
В 1970 г. на криворожских ГОКах произведено свыше 53,0 млн. т.
концентрата со средним содержанием железа 64,8%.
В результате увеличения выпуска богатых концентратов содер-
жание железа в общесоюзной товарной руде возросло с 57,66%
в 1966 г. до 58,8% в 1970 г. [52].
Повышение содержания железа в концентрате на 1% обеспечи-
вает увеличение производительности доменной печи на 3,4—4,0%.
и снижение себестоимости 1 тчугуна на 1,6% (по данным 3. Н. Нек-
расова). За счет снижения себестоимости чугуна экономический эф-
фект от внедрения многостадиальных схем в Кривбассе за период
1963—1969гг. составляет 325 млн. руб., ежегодный эффект (к плану-
1970 г.) равен 92,6 млн. руб. Себестоимость производства 1 т концен-
трата на криворожских ГОКах ниже, чем в США, и равна 5,58 руб.
против 8,7—9,2 долл.
148
§ 1. ЮЖНЫЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Технология обработки руды на фабрике ЮГОК-1
Южный горнообогатительный комбинат (ЮГОК) введен в эксплу-
атацию в 1955 г. и состоит из карьера, двух дробильно-обогатитель-
ных фабрик, агломерационной фабрики и вспомогательных цехов.
В 1967 г. построены четыре новые секции, которые соединили цеха
обогащения фабрик № 1 и 2 в единый пролет, включающий 24 обога-
тительных секции. Проектная производительность комбината по руде
составляет 30,5 млн. т в год, а по концентрату — 14,556 млн. т
в год с содержанием 65% железа при извлечении 79,3%. Дробиль-
но-обогатительная фабрика"№ 1 состоит из трех корпусов дробления
(крупного, среднего и мелкого) и цеха обогащения»
• Технологическая схема обогатительной фабрики ЮГОК-1 приве-
дена на рис. 9. Дробление руды осуществляется по трехстадиальной
схеме. Перед III стадией дробления производится грохочение руды
по классу 25 мм. Схема дробления позволяет сокращать крупность,
руды от 1500 до 25—0 мм (8—9% класса +25 мм).
Показатели дробления приведены в табл. 50.
-	Таблица 50
Показатели работы цикла дробления
Стадия	Тип оборудования •	Произво- дитель- ность, т/ч	Выпуск- ная щель, мм	Круп- ность РУДЫ, , мм	Коэффициент использования оборудования
I .	Дробилка ККД-1500	1762	180	350-0	0,88
II	Дробилка КСД-2200	372	40	100-0	0,65
III	Дробилка КМД-2200	317	6-8	25-0	0,65
	Грохот ГР-173	150	17	25-0	0,65
Цех обогащения включает 10 обогатительных секций. Производи-
тельность секции 159,4 т/ч по руде или 71 т/ч по концентрату.
Измельчение руды производится в три стадии. Во всех стадиях
работают шаровые мельницы с центральной разгрузкой в замкнутом
цикле с классификаторами (I стадия) или гидроциклонами (II и III
стадии). Во II и III стадиях классификация материала осуществля-
ется перед подачей его в мельницы. Соотношение объемов мельниц
в I, II иШ стадиях равно 2; 1; 1. Объем мельниц I стадии для каж-
дой секции составляет 80 м3. Трехстадиальная схема измельчения
позволяет получать конечную крупность измельчения 95—97%
класса —0,074 мм [53] (табл. 51).
Содержание твердого в разгрузках мельниц I, II, III стадий со-
ставляет соответственно: 80—85, 71—76 и 71—76%. Плотность сли-
вов классификатора и гидроциклонов II и III стадии регулируется
соответственно в пределах 53—62, 20—25 и 8—12% твердого.
14»
Исходная рува.
1а(.=35,7
_______*-() Измельчение I
У/=185,0
\Fe=37,5
Классификация I
/=85,0	/=100,о\ ^лиВ 65% класса-0,079мм
' FB--39X Fe=35,7 f
Магнитная сепарация!
Магнитная сепарация
/=чо,6
Fe=20,5
1/=5,3
"Fe--19,7
/=59,1
Ре = 48,7
\/=95,9-,Fe=20,4
Перечистка хвостов,
'/=10,0	'
-------,----Fe = V,6
--------------------------Чч f /= 64,1;Fe = 98,2
Размагничивание
\/=259,5-,Fe = 52,2
____________________Классификация И_________
„	| /=200,0
Измельчение Л. Fe =52,б
Магнитная сепарация!!
/= 9,6
бе=12,8
/=35,9
Fe--13, ч
Хвосты
. Слив 67/
| класса-0,079мм
Обесшламливание у-»с
6=55,91-----	------“I _
Fe=53,5*------, \Le- 11
| Хвосты
Магнитная сепарацияШ
6=98,9[Fe=59,5	/=7,5\Fe = 19,9t
Хвосты
6=1,3
>'Fe=15,4
/=195,9
,Fe=53,9
Магнитная сепарация

Хвосты
-------\/--47,r,Fe--6O,7
Размагничивание
У =196,9; Fe = 62,0
Классификация Ж п„..я пчу
/--51,9; Fe = 61,7 | класса - 0,079мм
.	Обесииламливание .
..	\^io,5
ИзмельчениеГ~)
Магнитная сепарация Магнитная сепарац 12
6=199,2	'X.no -	у-о
•----'Fe = 6Z,5
/=0,8 | ш
Fe=9,5 [ Fe=/9,0
Магнитная сепарация
^6= 97,6; Fe=69,5
Магнитная сепарации
\/=9б,6	?’L 7
iFe=59,9	jFe=38,7__
'f=z 1,. Хвосты
fe = 30,8
' Хвосты
6=0,7
Fe-31,6
\ 6= 96,6
№=59,9
Фильтрация

/=3,9jFe=3Z,7
-	- 'Uth „ „
—1 —— /-2,7
\Fe=20,8 Хвосты
/=57,1
Fe=13,7
Концентрат	Общие хвосты
Рис. 9. Технологическая схема обогатительной фабрики ЮГОК-1
150
Таблица 51
Показатели работы цикла измельчения
g
S к
ftKo
JC S *
*И®
sg I
Тип оборудования
Й
О
§=
Sg
Й s
со -
S Л
° о
Ни
Диаметр
насадок
гидро-
циклонов,
мм
сливная
песковая
I
52-55
II
78—80
III
95-97
Шаровая мельница 3,6x4,0 м
Односпиральный классификатор
2,2X8,2 м
Шаровая мельница 3,6x4,0 м
Гидроциклон диаметром 500 м
Шаровая мельница 3,6X4,0 м
Гидроциклон диаметром 350 мм
80
50
47
40
32
80-130
0,9	300	—
-	-	57
0,4	310	20
110
60
70-75
40-45
Давление на входе в гидроциклоны 1,5—2,0 ат. Скорость враще-
ния шаровых мельниц во всех стадиях равна 18 об)мин. В мельницы
I, II, III стадии догружаются шары диаметром соответственно 120,
60 и 50 мм. Шаровая нагрузка составляет 75 т для каждой мельницы.
Обогащение руды; производится в четыре стадии. Обогащению
подвергаются готовые продукты измельчения и разгрузка шаровых
мельниц II стадии.
В схеме обогащения широко применяются перечистки магнитного
продукта. Перечистка магнитного продукта, выделенного из раз-
грузки шаровых мельниц, осуществляется за счет неоднократной его
циркуляции. В III и IV, стадиях перед магнитной сепарацией произ-
водится сгущение и обесшламливание сливов гироциклонов.
Отделение обогащения оснащено магнитными сепараторами с пря-
моточными (I стадия), противоточными (II стадия) и полупротивоточ-
ными ваннами (III и IV стадии). В I стадии при прямоточном режиме
сепарации производится перечистка хвостов.
В IV стадии при обогащении тонкого богатого материала хвосты
выделяются лишь в первом приеме сепарации, во втором и третьем
приемах выделяется незначительное количество промпродукта (1,2%)
с содержанием 21—34% железа, который направляется в процесс
обогащения или в хвосты.
Показатели работы цикла обогащения приведены в табл. 52.
Четырехстадиальная схема обогащения обеспечивает получение
концентрата с содержанием 65% железа при извлечении общего и
магнитного железа 77,3 и 92,4%.
Фильтрация концентрата производится на дисковых вакуум-
фильтрах. Скорость вращения дисков равна 0,4 об!мин, содержание
151
Таблица 52
Показатели работы цикла обогащения
Стадия и крупность материала, % класса —.0,074 л«и	Тип машины '	Произво- дитель- ность, т/ч	Содержа- ние твердого в питании, %	ВЫХОД хвостов, %	Прирост железа, %
I' 55—60	Трехбарабанный магнитный сепаратор 167А-СЭ	40	40-47	36	12,5
II  38-45	Однобарабанный магнитный сепаратор 26-СБ	44	50-55	5	3
III 80—87	Двухбарабанный магнитный сепаратор 167А-ПП-СЭ Магнитный дешламатор, диа- метр 5 м	12 50	28—вг 20-25	12	9,8
IV 95-97	Трехбарабанный магнитный сепаратор 167А-ПП-СЭ Магнитный дешламатор, диа- метр 5 Л1	Ю 45	25 . 8-12	3,5	3,2
твердого в питании 50—60%, вакуум на фильтре 0,7 ат. Содержание
влаги в кеке не превышает 10% при удельной производительности
-фильтра, равной 0,6 т/м2-ч.
Технология обработки руды на фабрике ЮГОК-11
Дробильно-обогатительная фабрика № 2 состоит из двух корпу-
сов дробления и цеха обогащения.
Дробление руды осуществляется по четырехстадиальной схеме.
Перед последней стадией производится грохочение руды по классу
.25 мм. Схема дробления позволяет сокращать крупность руды от
1500 до 25 мм (6% класса 4-25 мм). Производительность дробилок,
крупность руды и коэффициент использования оборудования цикла
.дробления приведены в табл. 53.
Таблица 53
Показатели работы цикла дробления
Стадия 	Тип оборудования	Производи- тельность, т/ч	Выпускная щель, мм	Круп- ность РУДЫ, мм	Коэффициент использова- ния оборудования
I	Дробилка ККД-1500	1650	180	350-0	0,66
II	Дробилка КРД-900	825	100	150-0	0,88
III .	Дробилка КСД-2200	337	30	80—0	0,73
IV	Дробилка КМД-2200	314	6-8	25-0	0,73
	Грохот ГР-173	314	15		0,73
Цех обогащения включает 14 секций. Обогатительные секции
работают по разным технологическим схемам.
452
Технология обработки руды на секциях
1 — 8 фабрики ЮГОК-П
Производительность секции 143 т/ч по руде или 65 т/ч по концент-
рату. Технологическая схема обогатительной фабрики ЮГОК-П
(секции 1—8) приведена на рис. 10.
Измельчение руды производится в три стадии. Схема измельче-
ния обеспечивает конечную крупность помола 92% класса —0,074 мм
или 80% класса —0,05 мм. В первой стадии руда измельчается в
стержневых мельницах. Слив мельницы разгружается через бутару
с отверстиями 20 мм. Верхний продукт бутары самотеком поступает
в шаровые мельницы, а нижний продукт направляется на магнит-
ные сепараторы. Мельницы загружаются стержнями диаметром
ПО мм в количестве 65—70 т. Скорость вращения стержневой мель-
ницы 14,6 об/мин.
Во II и III стадиях работают шаровые мельницы с центральной
разгрузкой в замкнутом цикле с гидроциклонами. В III стадии
промпродукт перед подачей в мельницы подвергается классифи-
кации, так как в нем содержится значительное количество класса
—0,074 мм. Во II стадии шромпродукт поступает непосредственно в
шаровые мельницы.
Соотношение объемов мельниц в I, II и III стадиях равно 1; 1,25;
1,25. Объем мельницы I стадии для каждой секции составляет 32 л3.
Содержание твердого в разгрузках мельниц I, II и III стадии поддер-
живается в пределах 80—83, 75—80, 65—70%. Плотность сливов
гидроциклонов II и III стадии находится в пределах 20—25 и 10—
17%. Давление на входе в гидроциклоны II и III стадии равно 2,0—
2,5 и 1,5—2,0 ат.
Скорость вращения шаровых мельниц 18 об/мин. В мельницы
II и III стадии догружаются шары диаметром 100 и 50 мм. Шаровая
нагрузка составляет 70 т для каждой мельницы.
Обогащение руды производится в пять стадий. Обогащению под-
вергаются готовые продукты измельчения и разгрузки шаровых мель-
ниц II и III стадии. Отделение обогащения оснащено магнитными се-
параторами с противоточными (I стадия) и полупротивоточными
ваннами (II, III, IV и V стадии). Приполупротивоточномрежиме сепа-
рации во II и IV стадии осуществляется перечистка хвостов. В схеме
применяется обесшламливание материала перед магнитной сепара-
цией и фильтрацией.
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содер-
жанием 63,72% железа при извлечении общего и магнитного железа
79,12 и 93%. Фильтрация концентрата производится на дисковых
вакуум-фильтрах. Скорость вращения дисков 0,36 об/мин. Содержа-
ние твердого в питании фильтров 60—65%, вакуум на фильтре
0,7 ат.
Содержание влаги в кеке не превышает 10% при удельной про-
изводительности фильтра, равной 0,6 т/м^-ч.
153
г Руда
Дробление I
ДроблениеП
ДраблениеШ
Гр о!очение
Дробление IX
/3=35,7ИзмельчениеI
Магнитная'сепарацияI
Измельчение	^1L
Магнитная сепарация I X-26 8
/=173,9	}/3 = 2^5.
,р = 9б 1	Перечистка я В остов
~ 8=188,9) fl = 96,0 't'-W'fi'-1#’5
Размагничивание
/=12,3
/3=13,1
Кл ассиа/икаиия /-65,7
) /3 = 97,1
/=122,7 , пе ifi--97,1
у в = 95 9 /-69.5 ибесисламлиВание м.. ?
™ ’	0=97,8)	\n.-h\
Магнитная сел ар ария Ш	?	'\Р-п,о
-X\/= 59,31ft--50,8	d '^в
Размагничивание	\2——-Д-----------
7-2995Г~ССиСри~^Я
Р--57,9(К ИзмельчениеШ	--------
V f _
Магнитная сепарацияОбесшламливание
\/--Z19,5	\fl = 99,2 \/'-52,0-,/3=58,7	/=2,9\f3=8,Z
—\fl-58,9 pepE4U(;mKCL xg0CTn0e Магнитная сепарацияУ —*-
>——1	/--3,9)
,/3=6i,7/3 = 16,9х- —
= 17, Z
<=58,3
/=0,9
ft =21,2
/=7.8
/3=12,8
Магнитная сепарация ?
J fl -- 62,3
, Магнитная сепарация . „
3-0,31-------:---~—<7-^-.-----1 /=4.74
/3=39,9)	1----------) fl=62,65
J Обесш.ламли Вание
/--98,3\fl=6Z,7
Филь тпра ция
/=1,0
fl ^60,9
/--z,z
/3 = 62,7
/=0,1
0=8.91	„
1 •
у^= 79,21	20,79^
Концентрат	XВасты
Рис. 10. Технологическая схема обогатительной фабрики ЮГОК-Ц
(секции 1—8)
Технология обработки руды
на секциях 9 — 10 фабрики ЮГОК-П
Производительность секции 165 т1ч по руде или 71 m/ч по концен-
трату. Технологическая схема обогатительной фабрики ЮГОК-П
(секции 9—10) приведена на рис. 11.
Измельчение руды производится в четыре стадии. Схема измель-
чения обеспечивает конечную крупность помола 95—98% класса
—0,074 мм. Соотношение объемов мельниц в I, II, III и IV стадиях
равно 1; 1,25; 1,25; 1,25. Объем мельницы I стадии для каждой сек-
ции равен 32 м3.
В I стадии руда измельчается в стержневой мельнице. Слив мель-
ницы поступает в классификатор, пески которого измельчаются в ша-
ровой мельнице с центральной разгрузкой (II стадия измельчения),
работающей в замкнутом цикле с классификатором. Слив классифи-
катора является готовым продуктом измельчения I и II стадии и по-
ступает на магнитную сепарацию.
В стержневой мельнице руда крупностью 25—0 мм измельчается
до 12—0 мм. Скорость вращения стержневой мельницы 14,6 об/мин.
Мельница загружается стержнями диаметром 110 мм в количестве
70 т. Содержание твердого в разгрузке стержневой мельницы 83—
86%. Содержание твердого в сливах шаровой мельницы и классифи-
катора достигает соответственно 82—84 и 60%.
В III и IV стадиях работают шаровые мельницы с центральной
разгрузкой в замкнутом цикле с гидроциклонами. Классификация
материала осуществляется перед подачей его в мельницы. Содержа-
ние твердого в разгрузках мельниц III и IV стадий регулируется
в пределах 75—80 и 65—70%. Плотность сливов гидроциклонов
III и IV стадий составляет соответственно 20—25 и 10—12%. Давле-
ние на входе в гидроциклоны составляет 1,0—2,0 ат. Скорость вра-
щения шаровых мельниц во всех стадиях 18 об!мин. В мельницы II,
III и IV стадии догружаются шары диаметром соответственно
100, 60 и 50 мм. Шаровая нагрузка составляет 70 т для каждой
мельницы.
Обогащение руды производится в пять стадий. Обогащению под-
вергаются готовые продукты измельчения и разгрузки шаровых мель-
ниц III и IV стадии. Во всех стадиях работают магнитные сепара-
торы с прямоточными ваннами и осуществляется перечистка
хвостов.
Схема обогащения секций 9—10 наиболее развита по сравнению
со схемами других секций. Схема включает девять приемов по выде-
лению и перечистке магнитного продукта на сепараторах и четыре
приема обесшламливания материала в магнитных дешламато-
рах.
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содер-
жанием 65—65,5% железа при извлечении общего и магнитного же-
леза 79,3 и 92,4%.
155
Исходная руда
/=юо,о\
fl-35,7	Измельчение!
Классификация
Магнитная сепарация!
]fl=13,2
P~K,Z Перечистка хвостов
ST------	--------1 /=27,0
" 11,0
____П /=63.5
„Т
Размагничивание
Классификация
К=59,5 Обесшламливание у., Й
fl-53,2f—-----------------
_ Магнитная сепарацияШ » j.
у ,	7/=50,8^/3=60,2	~
Магнитная сеиара.и,и.я1£ Магнитная сепарации
~ffep~~c2a /=48,8^/3=61,5
хвостов Ммнитная сепарация
Измельчение\
/-2,0
/3=28,0
/=8,7
fl-12 fl
/=12,6
fl = 10,9
/=48,5
fl = 61,7
'Fe=23,0
f/= 11,0 ;Fe =15,5
Перечистка хвостов
'fl = °43,0	"/3=12,0
л\ Ойесшламливание #-
Раз магни чивание у.	i7>s
Классификация & ~ 1
(^Измельчение ТУ
Магнитная
сепарация IV
/=48,7
/3 = 63,3
Пбесшламливание
I
t	>3 = /VL.
Магнитная сепарация У
1/=1,2
/3=40,3
/=46,9^/3=64,5	~
Магнитная сепарация
Перечистка хвостов
'S,S	Магнитная сепарация •
иоеаиламлибанае
/=45,3^fl=65fl	y=0^fl=15,8
Фильтрация
fl=6^,5
/=0,5
"fl-65,5
Концентрат
/=0,8
,fi--47,6
Перечистка хвостов
р/=1,2	№.
Jfl=62,0	^3
Квасты общие
/=55.2
Fe=14fl
Рис. 11,. Технологическая схема обогатительной фабрики ЮГОК-П (сек-
ции 9—10)
Обезвоживание концентрата производится на дисковых вакуум-
фильтрах при содержании твердого в питании 60—65% и вакууме
на фильтре 0,7 ат. Удельная производительность фильтра равна
0,6 т/м2ч, а содержание влаги в кеке не превышает 10%.
Руда.
Измельчение I
Классификация
V	Магнитная сепарация
--- |
Магнитная сепарация
Размагничивание
Классификация
(^) Измельчение И
Магнитная сепарация
ОбесиСламливание
'f ~ t
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
Размагничивание
Классификация
(^) Измельчение Ш
Магнитная сепарация
U ----------------------
Обесшламливание
*
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
(
Магнитная сепарация
С г цш,ени~ё~	'  ' I---------------
I______
Фильтрация
f I---------------------
Концентрат
Мосты
Рис. 12. Технологическая схема обогатительной фабрики
ЮГОК-П (секции 11—14)
Технология обработки руды
на новых секциях 11 — 14 фабрики ЮГОК-П
Производительность секции по руде 217 т]ч или 94 m/ч по кон-
центрату. Технологическая схема обогатительной фабрики ЮГОК-П
(секции 11—14) приведена на рис. 12. На секциях установлены
157
Таблица 54
Показатели работы цикла измельчения фабрики ЮГОК-П
Секции	Стадия, крупность измельчения, % класса —0,074 мм	Тип оборудования	1 Производитель- ность, т/ч	Удельная произво- дительность, т/мач класса —0,074 мм	Циркуляционная нагрузка, %	Эффективность классификации, %	Диаметр насадок гидро- циклона, лш сливная
							песковая
1-8 9-10 11-14	I 18-25 II 55-60 III 90-91 I 20—22 II 55-58 III 80 IV 95-98 I 55-60 II 80-82 III 95—98	Стержневая мельница 3,2x4,5 м Шаровая	мельница 3,6X4,65 да Гидроциклон диаметром 500 дада Шаровая	мельница 3,6X4,65 да Гидроциклон диаметром 350 дада Стержневая мельница 3,2X4,5 да Шаровая	мельница 3,6X4 да Двухспиральный клас- сификатор 0 2,4Х Х12,5 да Шаровая	мельница 3,6x4 да Гидроциклон диаметром 350 дада Шаровая	мельница 3,6X4,0 да Гидроциклон диаметром 350 дада Шаровая	, мельница 3,6x5,5 да Односпиральный клас- сификатор диаметром 2,4 да Шаровая	мельница 3,6X5,5 да Гидроциклон диаметром 500 дада Шаровая	мельница 3,6x5,5 да Гидроциклон диаметром 350 дада	143 НО 85 165 165 165 120 65 77 35 109 218 70 40 55 20	0,7 1,2 0,69 1,23 1,4 1,2 0,5 1,1 0,7 0,4	200 400 140—200 350 250 100 220 230.	45 40 50 45 45	110
							60-70 70
							43-45 75
							40-50 70
							40-45 НО 60 70 40
158
Таблица 55
Показатели работы цикла обогащения фабрики ЮГОК-П
Секции	Стадия, крупность материала, % класса 1 —0,074 мм	Тип машины	Производи- тельность, т/ч	Содержание твердого в питании, %	Выход хвостов, %	Прирост железа, %
1-8	I 20-25	Однобарабанный магнитный сепаратор 209-П-СЭ	140	50-55	15-20	6,0
	II 35-40	Двухбарабанный магнитный сепаратор 167А-ПП-СЭ	70-80	50-55	12,3.	6,6
	III 55-60	Однобарабанный магнитный сепаратор 26-СБ Магнитный дешламатор диа- метром 5 да	20 100	40 20-25	6,5	7,7
	IV 60-65	Двухбарабанный магнитный сепаратор 167А-ПП-СЭ	56-60	45-50	7,7	5,2
	V 92	Трехбарабанный магнитный сепаратор 167А-ПП-СЭ Магнитный дешламатор диа- метром 5 да	10-11 40-60	30-35 10—17	3,5	1,0
*9—10	I 55—60	Двухбарабанный магнитный сепаратор 167А-СЭ	45	40-45	29	9,0
	II 55	Двухбарабанный магнитный сепаратор 167А-СЭ	66	50—66	10,5	7,0
	III	Четырехбарабанный магнит- ный сепаратор 167А-СЭ Магнитный дешламатор диа- метром 5 м	18 45-80	25 20-40	12	10
	IV	Двухбарабапный магнитный сепаратор 167А-СЭ	48	40	1,5	1,0
	V	Четырехбарабапный магнит- ный сепаратор 167А-СЭ ''Магнитный дешламатор диа- метром 5 м	И 40	20 30	1,7	1,7
11—14	I	Двухбарабапный магнитный сепаратор ПБМ-4П	110	55	30,0	10,0
	II	Однобарабатшый магнитный сепаратор ПБМ-4П	120	55	9,0	5,0
	III	Двухбарабапный магнитный сепаратор ПБМ-41Ш Магнитный дешламатор диа- метром 5 м	50 47	30	12,0	9,0
	IV	Однобарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4ПП	60	50	2,0	1,0
	V	Трехбарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4ПП Магнитный дешламатор диа- метром 5 м	26 35-45	30	3,0	4,0
159
магнитные сепараторы ПБМ-4 размером 800 X 2500 мм и шаровые
мельницы размером 3,6 X 5,5 м с центральной разгрузкой.
Измельчение руды производится в три стадии. Во всех стадиях
работают шаровые мельницы с центральной разгрузкой в замкнутом
цикле с классификаторами (I стадия) и гидроциклонами (II и III
стадии). Соотношение объемов мельниц в I, II и III стадиях равно
2; 1; 1. Объем мельниц I стадии для каждой секции равен 100 м3.
В мельницы I, II и III стадии догружаются шары диаметром соответ-
ственно 100—125, 60 и 50 мм.
Обогащение руды производится в пять стадий. Обогащению под-
вергаются готовые продукты измельчения и разгрузки шаровых мель-
ниц II и III стадии. В каждой стадии производятся перечистки маг-
нитного продукта. Отделение обогащения оснащено магнитными се-
параторами с противоточными (I и II стадии) и полупротивоточными
ваннами (III, IV и V стадии).
Концентрат обезвоживается до содержания влаги 10% на диско-
вых фильтрах. Удельная производительность фильтра 0,6 т/м-2ч.
Показатели работы фабрики ЮГОК-П приведены в табл. 54 и 55.
Опыт совершенствования техники и технологии
На рудах ЮГОКа впервые была доказана целесообразность ста-
диального обогащения с применением многократной перечистки маг-
нитного продукта для экономичного получения высококачественного
концентрата.
Обогатительные фабрики № 1 и № 2 одними из первых в Крив-
бассе были переведены на работу по новой многостадиальной техно-
логии обогащения руды, что позволило повысить качество концен-
трата на 3% без снижения производительности.
Проектная схема фабрики. № 1 состояла из двух стадий измель-
чения и трех стадий обогащения, включающих пять приемов по вы-
делению и перечистке магнитного продукта, и обеспечивала получе-
ние концентрата с содержанием 62% железа при конечной тонине
помола 90—93% класса —0,074 мм. По многостадиальной схеме
в основном на этом же оборудовании и площадях количество стадий
измельчения увеличено до трех, а стадий обогащения до четырех,
в результате чего.число приемов по выделению и перечистке магнит-
ного продукта возросло до 10.
За счет многостадиального сброса хвостов, более эффективного
использования объемов мельниц повышена конечная тонина помола
до 95—98% класса —0,074 мм и увеличено содержание железа
в концентрате до 65% [53, 54, 55].
Проектная схема секций 9—10 фабрики № 2 состояла из трех
стадий измельчения и трех стадий обогащения, включающих шесть
приемов по выделению и перечистке магнитного продукта, и обеспе-
чивала получение концентрата с содержанием 62% железа при конеч-
ной тонине помола 92% класса —0,074 мм. По многостадиальной схе-
160
ме на этом же оборудовании и площадях количество стадий измель-
чения увеличено до четырех, а стадий обогащения до пяти, числсг
приемов по выделению и перечистке магнитного продукта возросло
до 11. При этом увеличилась удельная производительность мель-
ниц, повысилась конечная тонина помола до 95—98% класса
—0,074 мм и возросло качество концентрата до 65% железа без
снижения производительности.
Проектная схема секций 1—8 фабрики № 2 состояла из двух ста-
дий измельчения и трех стадий обогащения, включающих семь прие-
мов по выделению и перечистке магнитного продукта, и обеспечивала
получение концентрата с содержанием 61 % железа при конечной
тонине помола 88% класса —0,074 мм.
По многостадиальной схеме количество стадий измельчения уве-
личено до трех, а стадий обогащения до пяти, а число операций по
выделению и перечистке магнитного продукта возросло до 10. При
этом увеличилась удельная производительность шаровых мельниц
по классу —0,074 мм, повысилась конечная тонина помола до 92—
95% класса —0,074 мм и возросло качество концентрата до 63,8%
железа без снижения производительности. На этих секциях дальней-
шее увеличение качества концентрата сдерживается недостаточным
фронтом измельчения [56, 57].
Себестоимость концентрата, получаемого по многостадиальным
схемам, увеличилась незначительно и с избытком окупается в метал-
лургическом переделе. При повышении качества концентрата на
1,5% железа себестоимость его возросла на 14 коп. В условиях ме-
таллургических заводов Украины повышение содержания железа
в шихте на 1 % снижает стоимость 1 т чугуна на 0,3—0,5 руб.
[58].
Производится замена устаревшего и модернизация действующего
оборудования. Так, на фабрике № 1 полностью заменено устаревшее
оборудование: ленточные магнитные сепараторы 148-СЭ и 128-СЭ,
шаровые мельницы 3,2 X 3,1 м, двухспиральные классификаторы
диаметром 2 м, гидравлические конуса диаметром 2,4 м, электромаг-
нитные конуса диаметром 1,6 м, барабанные вакуум-фильтры, насосы
6П-7 [59].
На фабрике № 2 барабаны шаровых мельниц Ц и III стадии
(3,6 X 4,0 м) удлинены на 0,65 м, а стержневые мельницы (3,2 X 4,5 м)
заменены на мельницы большего размера 3,6 X 4,0 м. В разгрузке
стержневой мельницы, увеличенного размера, сокращается выход
крупных классов. На фабриках № 1 и № 2 все шаровые мельницы
с решеткой переделаны на центральную разгрузку, при этом Г-об-
разную бронь устанавливают на 200 мм выше периметра горловины,
что позволяет сохранить прежнюю шаровую нагрузку. Механиче-
ское обслуживание мельниц с центральной разгрузкой улуч-
шается.
На фабрике № 2 в первом приеме V стадии обогащения прямоточ-
ные ванны сепараторов 167-СЭ заменены полупротивоточными, что
позволило увеличить извлечение магнетита в концентрат. Во II и IV
11 Заказ 478	161
стадиях произведена замена сепараторов 167А-СЭ на противоточ-
ные сепараторы ПВМ-4П.
Усовершенствована конструкция ванны противоточных сепарато-
ров 26-СБ, что позволило применить их для сепарации крупного
материала (разгрузки стержневых мельниц). Хвостовая щель ванны
увеличена до 40 мм, зазор между барабаном и днищем ванны увели-
чен до 50 мм, в питающий короб подведена вода, способствующая
транспортировке крупного материала. Загрузочные патрубки сепа-
ратора подвержены износу, поэтому их изготовляют съемными, что
облегчает замену патрубков. Для исключения попадания пульпы
в барабан сепаратора 26-СБ на торцевые крышки барабана наклеи-
вается защитная резина. Использование гцдроциклонов диаметром
350 мм вместо гидроциклонов диаметром 750 мм позволило отказать-
ся от контрольной классификации [60]. Для классификации мате-
риала применены гидроциклоны Уфимского завода, отличающиеся
качественным изготовлением И хорошими показателями классифи-
кации.
Усовершенствована разгрузка дробленой руды. Руды из бункера
разгружаются самотеком через телескопическую трубу и подаются
в’мельницы ленточными конвейерами с двигателями постоянного тока.
При помощи телескопической трубы, изменяя высоту слоя материала
на ленте, производится грубая регулировка нагрузки на мельницы.
Корректировка количества руды, подаваемой в мельницы, осуществ-
ляется изменением скорости движения конвейерной ленты.
При участии работников комбината разработана и применяется
на всех обогатительных фабриках капроновая фильтровальная ткань,
которая в четыре раза износоустойчивее, чем хлопчатобумаж-
ная [61].
Конструкция сектора дисковых фильтров модернизирована: уда-
лена внутренняя металлическая решетка жесткости, жесткость на-
ружных плоскостей сохранена посредством изменения формы секто-
ра. На фильтрах, оснащенных новыми секторами, вакуум лучше рас-
пределяется по периферии диска, что позволило увеличить разряже-
ние по краям сектора и получить равномерное содержание влаги
в кеке по всей поверхности сектора. Вес сектора значительно умень-
шился, сократился расход металла на его изготовление и улучши-
лись условия замены секторов.	/
На комбинате имеется цех, выпускающий каменное литье, и цех
механизированной наплавки, в котором восстанавливаются изношен-
ные детали, корундируются рабочие поверхности насосов. Желоба
и быстроизнашивающиеся детали машин футеруются каменным ли-
тьем. Зумпфы, изготовленные из листового железа, заменены бетон-
ными. В цехах дробления успешно работают металлоискатели кон-
струкции ЮГОКа, производится дистанционный запуск оборудо-
вания.
162
§ 2.	НОВО-КРИВОРОЖСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Технология обработки руды
Ново-Криворожский горнообогатительный комбинат (НКГОК)
введен в эксплуатацию в конце 1959 г. и состоит из карьера, дробиль-
но-обогатительной, агломерационной фабрик и вспомогательных объ-
ектов.
В 1965 г. на обогатительной фабрике введена в действие промыш-
ленная секция с бесшаровым измельчением руды, а в 1966 г. вступили
в строй две обогатительные секции 7—8, оснащенные новым, высо-
копроизводительным оборудованием. Дробление руды на фабрике
осуществляется в четыре стадии. Соотношение дробилок в III и IV
стадии 1 : 2. Перед последней стадией дробления производится гро-
хочение руды по классу 25 мм. Схема дробления позволяет сокра-
щать крупность руды с 1500 до 25—0 мм (7% класса + 25 мм). По-
казатели работы цикла дробления приведены в табл. 56.
Таблица 56
Показатели работы цикла дробления
Стадия	Тип оборудования	Произво- дитель- ность, т/ч	Выпуск- ная щель, мм	Круп- ность руды, мм	Коэффициент использова- ния обору- дования
I	Дробилка ККД-1500	2500	180	350-0	0,8
II	»	КРД-900	1115	100	150-0	0,8
III	»	КСД-2200	480	30	100-0	0,8
IV	»	КМД-2200	270	5	25-0	0,8
	Грохот 173-ГР	240	32 X 32	—	—
Обогатительная фабрика состоит из 9 секций, из них одна секция
является опытной с бесшаровым измельчением руды. Секции 1—6
и секции 7—8 работают по одинаковым схемам обогащения.
Технология обогащения руды
на секциях 1 — 6
Секции работают по схеме, включающей четыре стадии измель-
чения и три стадии обогащения (рис. 13). На [секциях 5—6 установ-
лены магнитные сепараторы на сливах шаровых мельниц III и IV
стадии. Производительность секции 219 т/ч по руде, 79,5 т!ч по
концентрату.
Схема измельчения обеспечивает конечную крупность помола до
92—95% класса —0,074 мм. Соотношение объемов мельниц в I, II,
Ш и IV стадиях равно 1; 1,13; 1,25; 1,25. Объем мельницы I стадии
для каждой секции 40 м3.
Цикл измельчения I и II стадии аналогичен секции 9—10 фабрики
ЮГОК-П. В этом цикле работает комплекс оборудования: стержне-
вая мельница — классификатор — шаровая мельница. Слив класси-
фикатора — готовый продукт измельчения I и II стадии — посту-
11*	163
Руда.
j
Дробление!
ДроблениеД
ДроблениеШ
Грохочение
Дробление ПК
-------т-----J
Г) Измельчение I
Классификация
Измельчение Л
6=50,6 Магнитная сепарация I у’77 7
Jft,7
ч Магнитная сепарация	ft = 16,2	’
6-60,8 \----- \6=2О-------\6Z3,6 и----------
РазмагничиВание
#--100
ft--32,2
6=зг,7
Классификация
Измельчение Ш
' 1=2,0
ft = 16,6
•
X-.U70 Обесшламлибание
Р--51Л-------------------*' V
______________/3=12,0
тР-мп Магнитная сепарацией
6=8,0
fl=15,7
ft =58,5^
6=37,6 Магнитная сепарация
.	Р=60,Ц-------———
X 6=36,9Магнитная сепарация .
I3--6QM	---------~“-*—\6=0,7
Размагничивание	; * -
Классификация
6=i;o-
fl--18,1
______
6=60,8
Измельчение ПК  р=оо,5 
П ере чистка хЙостоВ
--------------
ffi=55,6
1	6-',-0,^бесш-памлиВание	.
fiz61,0^T.	- ’
;-^г
Р=Р1,Ч\
6=386 Ма-гнитная сепарация
1.3=и,Ч
.	1ft=60,2
6=38 о Магнитная сепарация Ж
1Д>
ОР ал ьт р ация
6=2,8	6=06
'ft'-62,5	< ft = 63,5
6=35,0
ft=65,2
6 = 70,9 '
6=0,5
ft-15,7
Концентрат
6=65,0
ft =16,6
€=23,1 '
ХВосты
Рис. 13. Технологическая схема обогатительной' фабрики Ново-Криво-
рожского ГОКа (секции 1—6)
164
пает на магнитную сепарацию. Скорость вращения стержневой мель-
ницы 14 об!мин, на одной секции скорость вращения мельницы уве-
личена до 18 об!мин. Мельница загружается стержнями диаметром
100 мм в количестве 62 т. Содержание твердого в разгрузке стерж-
невой мельницы 80—85%. Содержание твердого в сливах шаровой
мельницы и классификатора 85 и 60 %.
В III и IV стадиях измельчения работают шаровые мельницы с
центральной разгрузкой в замкнутом цикле с гидроциклонами. Со-
держание твердого в разгрузках мельниц III и IV стадии регулирует-
ся в пределах 65—70%. Плотность сливов гидроциклонов III и IV
стадий составляет 20—24 и 15—20%. В мельницы II, III и IV стадии
догружаются шары диаметром соответственно 80, 60 и 60 мм. Шаро-
вая нагрузка составляет 70 т для каждой мельницы. Обогащение ру-
ды производится в три стадии. Обогащению подвергаются готовые
продукты измельчения. В каждой стадии обогащения применяются
одна или две перечистки магнитного продукта и производится обес-
шламливание материала перед магнитной сепарацией II и III стадии.
На секциях 5 и 6 можно осуществлять магнитную сепарацию разгру-
зок шаровых мельниц III и IV стадии и, следовательно, работать по
пятистадийной схеме обогащения. Из разгрузки шаровых мельниц
III стадии выделяется 8% хвостов, а из'разгрузки мельницы IV ста-
дии — 1% хвостов. Магнитная сепарация разгрузки мельниц IV
стадии не применяется из-за низкой эффективности работы сепара-
торов. Отделение обогащения оснащено магнитными сепараторами
с прямоточными (I стадия) и полупротивоточными (II и III стадии)
ваннами. Схема обогащения обеспечивает получение концентрата
с содержанием 65,2% железа при извлечении общего и магнитного
железа 69,4 и 95%.
Концентрат обезвоживается до содержания влаги 10% на диско-
вых фильтрах. Содержание твердого в питании вакуум-фильтра 45—
55%, вакуум на фильтре равен 0,5 ат, удельная производительность
фильтра — 0,6 т]м2ч. Удельный расход воздуха равен 0,9—
1,0 мя[м2ч.
Технология обогащения на секциях 7 — 8
Секции 7—8 работают по схеме, включающей четыре стадии из-
мельчения и три стадии обогащения. Технологическая схема обога-
тительной фабрики НКГОК (секции 7—8) приведена на рис. 14.
Производительность секции 224 т/ч по руде, по концентрату —
81,5 т!ч. Узел измельчения I и II стадии является аналогичным сек-
циям 1—6. В III и IV стадиях работают шаровые мельницы 3,6 X
X 5,5 м с центральной разгрузкой в замкнутом цикле с гидроцикло-
нами. Показатели работы цикла измельчения и цикла обогащения
приведены в табл. 57 и 58.
Обогащению подвергаются готовые продукты измельчения. В каж-
дой стадии производятся перечистки магнитного продукта. В схеме
применяется обесшламливание материала перед магнитной сепара-
цией и фильтрацией. На секциях установлены магнитные се-
165
параторы ПБМ-4 размером 800 X 2500 мм с противоточными (I ста-
дия) и полупротивоточными ваннами (II и III стадии). Концентрат
обезвоживается до содержания влаги 10% на дисковых вакуум-филь-
трах.
РуЙа
А Измельчение I
Классификация
Измельче- Магнитная сепарация
ниеЛ
Магнитная сепарация
Размагничивание
К л ас сиср икация
Измельчение I
Обесшламливание
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
1
Размагничивание
Классификация
А Измельчение!*	мл икание
J Магнитная сепарация^
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
Обесшламливание
€---------------
“ 1
Фильтрация
Хвосты
Концентрат
Рис. 14. Технологическая схема обогатительной фабрики
Ново-Криворожского ГОКа (секции 7—8)
Опыт совершенствования техники и технологии
В результате совершенствования технологии и модернизации обо-
рудования качество концентрата по сравнению с 1962 г. возросло
от 60 до 65% железа без снижения мощности комбината [62].
166
Таблица 57
Показатели' работы цикла измельчения
Секции	| Стадия и крупность измельчения, % класса —0,074 jwjb 1		Оборудование	Производитель- ность, т/ч	Удельная произво- дительность, т/мач класса —0,074 мм 	[		1 Циркуляционная нагрузка, %	Эффективность классификации, %	Диаметр насадок гидро- циклонов, мм сливная
							песковая
1-6	I	Стержневая мельница 3,6Х	226	1,13							
	20-23	Х4,5 м					
	II	Шаровая мельница 3,6X	226	2,1	150	46	—
	55-57	Х4,0 м Двухспиральный классифи-	226	—			—
		катбр диаметром 3 м					
	III	Шаровая мельница 3,6 X	110	1,0	220	45	
	80	Х5,0 л					110 АО
		Гидроциклон диаметром	60				
		500 мм					
	IV 92—95	Шаровая мельница 3,6X Х4,О м Гидроциклон диаметром 350 мм	82 40	0,4	220	42	70
							30-40
7—8	I	Стержневая	мельница	224	1,2	—	—	—
	20	3,6X4,5 м					
	II	Шаровая, мельница 3,6х	224	2,2	150	45	—
	45,	Х4,0 м Двухспиральный классифи-	230	—			—
		катор диаметром 3 м					
	III	Шаровая мельница 3,6X	120	1,0	250	45	
	80	Х5,5 м					но АП
		Гидроциклон диаметром	60				
		500 мм					
	IV	Шаровая мельница 3,6 X	88	0,4	250	40	
	95	Х5,5 м					
		Гидроциклон диаметром	40				70 АП
		350 мм					
Таблица 58
Показатели работы цикла обогащения
Сек- ции	Стадия и . крупность материала, % класса —0,074 мм	Тип машины /	Произво- дитель- ность, т/ч	Содер- жание твердого в пита- нии, %	1 Выход хвостов, %	Прирост железа, %
1-6	I 55	Двухбарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4П	75	45—50	45,0	14,0
167
Продолжение табл. 58
Сек- ции	дев' - gggSS ЯРщ о_- Сб н Р5О Н ДИ EJ I ossa 1	Тип машины	Произво- дитель- ность, тп/ч	Содер- жание твердого в пита- нии, %	Выход хвостов, %	Прирост железа, %
1-6	II 80	Двухбарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4ПП Магнитный конус диаметром 2,2 л1	45. 22	35 20-24	14,0	13,0
1-6	III 92—95	Двухбарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4П1Г Магнитный конус диаметром 2,2 м	20 20 •	30 15-20	2,0	2,0
7—8	I 45	Двухбарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4П	46	' 55	45	14,0
1-6	II	Двухбарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4ПП Магнитный дешламатор диа- метром 5 м	20 70	35 20	10	10
1-6	IV	Трехбарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4ПП Магнитный дешламатор диа- метром 5 м	15 40	25 10-15	2,8	4,0
Обогатительная фабрика первой в Кривбассе была переведена
на работу по многостадиальной технологии обогащения. Проектная
схема состояла из трех стадий измельчения и двух стадий обогаще-
ния, включающих шесть приемов по выделению и перечистке маг-
нитного продукта, и обеспечивала получение концентрата с содер-
жанием железа 62% при конечной крупности измельчения 82% клас-
са —0,074 мм [63].
По многостадиальной схеме на этом же оборудовании (за исклю-
чением магнитных сепараторов) количество стадий измельчения уве-
личено до четырех, а стадий обогащения — до 3—4. Число приемов
по выделению и перечистке магнитного продукта возросло до 9—11.
За счет многостадиального сброса хвостов, более эффективного ис-
пользования объемов мельниц повышена конечная тонина помола
до 92—95% класса —0,074 мм и увеличено содержание железа в кон-
центрате до 65,2%.
На фабрике заменяют устаревшее и модернизируют действующее
оборудование. Двухспиральные классификаторы диаметром 3 м и
168	.	.
гидроциклоны диаметром 750 мм, применявшиеся в III стадии из-
мельчения, заменены гидроциклонами диаметром 500 мм. Усовершен-
ствована конструкция разгрузочного устройства магнитных кону-
сов диаметром 2,2 м, для уменьшения бурления пульпы внутри
конуса установлены кольца вокруг питающего короба, налажена
эффективная эксплуатация конусов. Прямоточные ванны сепараторов
II и III стадии заменены полупротивоточными, исключена перечист-
ка хвостов II стадии, что повысило качество концентрата. Шаровые
мельницы с решеткой III и IV стадии переделаны на центральную
разгрузку. Удлинены барабаны шаровых мельниц II и III стадии на
1 м без замены электродвигателей. Скорость вращения стержневой
мельницы на одной секции увеличена до 17,8 об)мин (75% от крити-
ческой), что повысило производительность мельницы на 10% и уве-
личило расход электроэнергии на 25%, стержней и стали
на 20%.
На обогатительной фабрике установлено, что, удлиняя барабаны
стержневых мельниц на 0,65 м, можно повысить их производитель-
ность. Модернизация измельчительного оборудования увеличивает
производительность фабрики на 8%. На всех мельницах внедрены
износостойкие профили футеровки, что увеличило срок ее службы
в два раза. Улиты насосов 8ГР-8 корундируются, что увеличивает
срок их службы до 3000 ч. Рабочие колеса из сплава СС работают
1500 ч.
Изменена конструкция барабанного питателя стержневых мель-
ниц и загрузочного патрубка мельницы: вместо конусного патрубка
с двухзаходной спиралью установлен цилиндрический с трехзаход-
ной спиралью.
Электровибрационные питатели 1,5 X 2,5 м, установленные пе-
ред дробилками III и IV стадии, заменены ленточными питателями
или воронками. Двухчелюстные пневматические затворы для вы-
грузки дробленой руды из бункеров обогатительной фабрики заме-
нены на самотечную разгрузку руды, осуществляемую посредством
телескопической трубы.
В бункерах агломерационной фабрики для ликвидации зависания
концентрата применяется пневмообрушение с системод автоматики:
в три-четыре точки бункера подводится сжатый воздух трубами диа-
метром 80 мм, на которых устанавливаются клапаны. В момент за-
висания клапан срабатывает и выбрасывает порцию воздуха с дав-
лением 5 ат.
Дистанционный запуск оборудования осуществлен на дробильной
фабрике и на складе концентрата. На фабрике внедрена система САР-1
для автоматического регулирования цикла измельчения I и II ста-
дии. Автоматизирована система жидкой и густой смазки измельчи-
тельного оборудования. Разработан прибор для автоматического оп-
ределения в потоке содержания магнитного железа в хвостах фабрики
с непрерывной записью показаний на диаграмме. На дробильной фаб-
рике автоматизирована работа конвейеров и механизирована подтяж-
ка пружин дробилок 2200 мм гидродомкратами.
169
§ 3.	СЕВЕРНЫЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Технология обработки руды на первой очереди
обогатительной фабрики
Северный горнообогатительный комбинат введен в эксплуатацию
в 1964 г. и состоит из карьера, дробильно-обогатительной фабрики
и вспомогательных цехов.
Технологическая схема обогатительной фабрики СевГОК (секции
1—8) приведена на рис. 15 и 16. Дробление руды производится в че-
тыре стадии с применением грохочения руды по классу 20 мм перед
последней стадией. Схема дробления позволяет сокращать крупность
руды от 1200 до 25—0 мм.
Показатели работы цикла дробления приведены в табл. 59.
Таблица 59
Показатели работы цикла дробления
Стадия	Оборудование	Произво- дитель- ность, m/ч	Выпуск-, ная щель, мм	Круп- ность руды, мм	Коэффициент использова- ния обору- дования
I	Дробилка ККД-1500	2200	180	350—0	0,78
11	Дробилка КРД-900	1100	100	230—0	0,78
III	Дробилка КСД-2200	413	20	60—0	0,66
IV	Дробилка КМ Д-2200	250	5-15	25-0	0,66
	Грохот 173-ГР (1,75 X 3,5 л)	431	20 X 25	—	0,66
Обогатительная фабрика состоит из восьми секций. Секции экс-
плуатируются по схеме, включающей три стадии измельчения и че-
тыре стадии обогащения. Производительность секции 226,4 т/ч 'по
руде, 88,5 т/ч по концентрату.
Схема измельчения обеспечивает конечную крупность помола 98%
класса —0,074 мм или 92% класса —0,053 мм. Соотношение объемов
мельниц в I, II и III стадиях равно 1; 0,7; 0,7. Объем мельниц I ста-
дии для каждой секции 72 м3. В I стадии руда измельчается в шаро-
вых мельницах с решеткой, работающих в замкнутом цикле с клас-
сификаторами. Содержание твердого в сливах мельниц и классифи-
каторов 80 и 40%. Во II и III стадиях промпродукт измельчается
в шаровых мельницах с центральной разгрузкой, работающих в замк-
нутом цикле с гидроциклонами (табл. 60).
Содержание твердого в разгрузках мельниц поддерживается око-
ло 60%. Плотность сливов гидроциклонов II и III стадий находится
в пределах 14—16 и 11—14% твердого. В мельницы I, II и III стадии
догружаются шары диаметром соответственно 100—150, 80 и 60 —
40 мм. Шаровая нагрузка мельниц I стадии равна 70 т, а мельниц
II и III стадии — 102 т.
Схема обогащения, применяемая на секциях 1—4, несколько от-
личается от схемы, по которой работают секции 5—8. На секции 1—4
170
Руда
t
Дробление!
Дробление К
ДробленаеЖ
Гро х оч ение
Дробление Ш
1 ..... ...,________!'
6=100 I
р--35,5Г*	~
Q Измельчение 1
6=100 К л ассир акация
fl ~-35,5\	\6=82,3
6=57,2 Магнитная сепарация!	1
fi=03,3\---------- —	-----6= 02,8 I--------
Магнитная сепарация .р-г18, fl ~
~	6=07,^fi=k,6	.
ji 5fу 7	ПQpsчllcthко. xQqcttjou .
J________________.	1	“4 K~39, о
6= 60,2 i ft =50,8	,	„{3=12,3
-----------------------f 6= 222,3;fi=53,3	----------
I 6=162,7
U/3=50,6
If--3,5 \fl=15,1

1635 Классификация 6= pyу
р5^^\Измельче- ОбесшЛ^Ание^зр
Y we #	\6 = 50,7ft =57,8	f fl=12,2
Магнитная cen арация!	Магнитная сепарацияШ
'	6 =0,8',/3=13,7\.- f,.... '
f- ipj з Магниття сепарация
fl-e6,31	-y 6= 155,0
3/3 = 63,2
 , Классификация .
6=107,6Г	" , I 1Z07,0
ft--6233^	3/3
‘	’ Q Измельчение HI ’ 0бесицламлибание 6=2,5
J	^6= 00,3;/3=63,0
Магнитная сепарация Магнитная сепарация^
Пмо7,о 6=o.2;i3=iz\ 6б=Ч2,з;/3=63,6	I 
^ft-63,0	6=02,0 Магнитная сепарация х-пч \6=2,6
C----------№,1
T/zif.1 ч ОбесшламлиЗание f=o,i
----------------------------_______________________J
^илот^ия
 U................................................
fl--63,8 ..
3=75,0'’
Концентрат
Рис. 15. Технологическая схем'а обогатительной фабрики Север-
ного ГОКа (секции 1—8)
6=58,2
fl =15,0
8=25,0.4
ХВосты
fit 63,8
1
т
Руда.
Дробление I
Дробление!
Дробление!
Грохочение
О Измель чение!
б-100 Классификация
fi--35,3\	——
Магнитная сепарация]
Магнитная сепарация
L .б258,8-,]Ы51,2
б--554 {КлаСС^УаК&-^. ,
fi "/,71	QИзмельчение !
. „ Магнитная сепарация!
•	,.fi--n,1	L
6=43,2
,fi = 14,3
6=46,5 Обесшламлибание
/3 =53,ol	--------
Магнитная сепарация !
Магнитная сепарация
\ 6= 45,5-,/3=59,9
„	1___
ДМ4Д
6=1,0
''/3 = 18,7
Магнитная сепарация
--------------- _____________________________________________
I К л а с с и qj и на ц и я
j	35.3-,Р--80,2	\
Измель-
чение]!
U--0.3S
—J Jb ~&8,0
__ ^6=45,3-,/3 = 60,2
ОбесшламлиВание
*-w,7 -----------------\6=2Z
/3=62! -	°
Магнитная сепарация ! >
i 3f= 28,8 ;р= 83,3	f
~7	i fi-17,S w
Магнитная'сепарцция —
Магнитная сепарация
6--28Д
j
Магнитная сепарацияИ у-д Js
)	?=/4Д	1/3=fy,4
\fi=S3,7 ' V
6-0.7
Л=&.г.
Магнитная сепарация
б--14,1
•fi-63,9
6=0,05
fi =23,4
Фильтрация ^гг	б'-57,8
______j	/? = «>
Концентрат	К б осты
Рис. 16. Технологическая Схема обогатительной фабрики Северного ГОКа
(секции 5—8)
172
Таблица 60
Показатели работы цикла измельчения
Стадия, крупность измельчения, % класса —0,074 .«.ч	Оборудование	Производитель- ность, т/ч	Удельная произво- дительность, т/м3*ч класса —0,074 мм	Циркуляционная нагрузка, %	Эффективность клас- сификации, %	Диаметр насадок гидро- -циклонов, мм сливная
						песковая
I	Шаровая мельница 3,6x4 м	113	1,8			
65	Спиральный классификатор диа-			80	48	—
	метром 2,4 м					
II	Шарован мельница 3,6X5,5 м	125	0,6		40	
						75
85	Гидроциклон диаметром 350 мм	18		270		35—48
III	Шаровая мельница 3,6X5,5 м	100	0,3		• 20	
98	Гидроциклон диаметром 350 мм	14		250		/о 48
II очередь
I 65-70 II 90	Шаровая мельница 4,0x5,0 м Двухспиральный классификатор 2,4^12,5 м Шаровая мельница 3,6X5,5 м Гидроциклон диаметром 350 мм	173 106	1,8 0,7	1,46 250	48 40	75 40
III 99	Шаровая мельница 3,6x5,5 м Гидроциклон диаметром 350 мм	76	0,1	250	20	75 48
руда обогащается в пять стадий. Обогащению подвергаются готовые
продукты измельчения и продукты разгрузки шаровых мельниц II
и III стадии. Отделение обогащения оснащено магнитными сепарато-
рами с полупротивоточными ваннами (I, II, III, IV, V стадии)
(табл. 61). В схеме широко применяются перечистки магнитного
продукта и обесшламливание материала перед магнитной сепара-
цией.
На секциях 5—8 руда обогащается в четыре стадии. На этих сек-
циях не применяется магнитная сепарация продуктов разгрузки
шаровых мельниц Ш стадии ввиду незначительного выхода хвостов
в этой стадии (0,6%). На секциях 5—8 расширен фронт магнитной
сепарации и дешламации, обогащение производится на более разжи-
женных пульпах, чем на секциях 1—4, что улучшает качество кон-
центрата.
173
Таблица 61
Показатели работы цикла обогащения
Сек- ции	Стадия, круп- ность мате- 1 риала, % класса —0,074 мм	Тип машины	Произ- водитель- ность, тп/ч	Содержа- ние твер- дого в пита- нии, %	Выход хво- стов, %	При- рост железа, %
1—8	I	Магнитный дешламатор диа- метром 5 м Двухбарабанный магнитный	25	45	43	16
I оче- редь	65 II	сепаратор ПБМ-4ПП Однобарабанный магнитный	30	50	4	3
	80 III	сепаратор ПБМ-4ПП Двухбарабанный магнитный	12	20	12	10
	90 IV	сепаратор ПБМ-4ПП Магнитный дешламатор диа- метром 5 м Двухбарабанный магнитный	25 10	. 30	3	3
II оче-	98 I	сепаратор ПБМ-4ПП Магнитный дешламатор диа- метром 5 м Двухбарабанный магнитный	20 70	. 10 45	40	16
редь	65—70 II	сепаратор ПБМ-4ПП Однобарабанный магнитный	130	50	5,0	3,0
	«0 III	сепаратор ПБМ-4ПП Двухбарабанный магнитный	25	20	10,0	10,0
	90 IV	сепаратор ПБМ-4ПП Магнитный дешламатор диа- метром 5 м Однобарабанный магнитный	30 70	50	20	20
	V	сепаратор ПБМ-4ПП Двухбарабанпый магнитный	20	20	3,0	3,0
		сепаратор ПБМ-4ПП Магнитный дешламатор диа- метром 5 м	30	10		
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содер-
жанием 64,2% железа при извлечении общего и магнитного железа
77,4 и 92—94%. Концентрат обезвоживается до содержания влаги
11% на дисковых фильтрах при содержании твердого в питании 55—
60%, вакууме на вакуум-фильтре 0,6 ат. Удельная производитель-
ность фильтра 0,4 т/м2-ч.
Опыт совершенствования техники и технологии
Руда "СевГОКа является труднообогатимой. Для получения ка-
чественных концентратов требуется тонкое измельчение руды и тща-
тельная ее очистка от шламов.
На фабрике проведен ряд мероприятий, направленных на улуч-
шение качества концентрата. В 1963 г. фабрика была переведена на
174
работу по многостадиальной технологии обогащения руды. Проект-
ная схема состояла из двух стадий измельчения и трех стадий обога-
щения, включающих шесть приемов по выделению и перечистке маг-
нитного продукта, и обеспечивала получение концентрата с содержа-
нием 62% железа при конечной крупности измельчения 93—95%
класса —0,074 мм. Путем объединения двух смежных секций по еди-
ной многостадиальной схеме количество стадий измельчения увели-
чено до трех, а стадий обогащения до четырех-пяти, в результате
чего число приемов по выделению и перечистке магнитного продукта
в схеме возросло до 11.
Внедрение новой технологии позволило увеличить содержание
железа в концентрате до 64% практически без снижения производи- >
тельности. На секциях 5—8 расширен фронт обогащения, обогати-
тельное оборудование работает на низких нагрузках, что повышает
эффективность обогащения в каждой операции. Обесшламливание
производится на разжиженном питании, для обеспечения более эф-
фективного удаления шламов и бедных сростков. В первой стадии
обогащения введена перечистка магнитного продукта, что улучшило
качество концентрата.
Опыт эксплуатации противоточных сепараторов 26-СБ в I стадии
показал, что содержание железа в хвостах возрастает при разбавле-
нии питания водой и изменении состава руды. Кроме того, на сепара-
торах 26-СБ трудно поддерживать хороший смыв с барабанов магнит-
ного продукта.
Внедрено обесшламливание слива классификаторов перед обога-
щением его на сепараторах, что позволило снизить потери магнетита
в общих хвостах до 2,5—3% против 5,5—6,0%. Обесшламливание
концентрата перед фильтрацией происходит неудовлетворительно.
На секциях 5—8 дешламаторы, установленные перед фильтрацией,
использованы для расширения фронта обесшламливания слива гид-
роциклонов.
Увеличена напряженность поля постоянных магнитов дешлама-
торов с 200 до 800—1000 э, что сократило потери магнетита в сливе.
При измельчении руды 96% класса —0,053 мм содержание влаги
в кеке повышается до 12%. Мероприятия для снижения влаги в кон-
центрате:
установлены .дополнительно вакуум-насосы для повышения ва-
куума на вакуум-фильтре до 0,75 атм;
увеличен удельный расход воздуха до 0,85 м3/м3 ‘Мин;
определена оптимальная скорость вращения дисков, равная
0,22 об1мин-,	'/
осуществлена самотечная разгрузка фильтрата с установкой конт-
рольных ловушек;
расширен фронт фильтрации для уменьшения удельной произво-
дительности фильтра до 0,27 тп/л42*ч.
введена обработка паром новой фильтроткани перед экипировкой
ею фильтра, что позволило в течение первоначальных 150 ч работы
уменьшить содержание влаги в кеке на 0,5%.
175
На фабрике внедрен модернизированный фильтр Ду 68-2,5, от-
личающийся увеличенным сечением каналов дисков и вала, мгновен-
ной отдувкой кека и усиленной конструкцией мешалки. Модернизи-
рованный фильтр снижает содержание влаги в кеке на 0,2%..
На дробильной фабрике проведены мероприятия, направленные
на повышение производительности труда:
внедрено устройство, предотвращающее продольный разрыв тран-.
спортерной ленты;
осуществлено дистанционное управление всеми технологическими
механизмами;
внедрено промышленное телевидение.
На обогатительной фабрике осуществлено автоматическое регу-
лирование загрузки мельниц рудой, а также плотности слива клас-
сификатора, работают мехайические пробоотборники для общих
хвостов и дробленой руды.
Технология обработки руды на второй очереди обогатительной
фабрики
С вводом в действие второй очереди обогатительной фабрики
проектная мощность комбината по руде составила 30,5 млн. т в год.
В дальнейшем предусматривается строительство второго компле-
кса сооружений на промплощадке СевГОКа.
Дробление руды до крупности 20—0 мм осуществляется в четыре
стадии с предварительным грохочением перед последней стадией.
Измельчение руды производится в три стадии. В I стадии руда измель-
чается до крупности 60% класса —0,074 мм в шаровых мельницах
4,0 X 5,0 м, работающих в замкнутом цикле с классификаторами
2,4 X 12,5 м.	-	.
Во II и III стадиях промпродукт измельчается до крупностей 85
и 98% класса —0,074 мм в шаровых мельницах 3,6 X 5,5 м, рабо-
тающих в замкнутом цикле с гидроциклонами диаметром 350 мм.
Обогащение руды производится в пять стадий на магнитных сепара-
торах ПБМ-4ПП. Обогащению подвергаются готовые продукты
измельчения и продукты разгрузки шаровых мельниц II и III
стадии. Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с со-
держанием 65,0% железа при извлечении 75,0% общего железа и
95% магнитного железа. Показатели работы циклов измельчения
и обогащения приведены в табл. 60, 61.
§ 4.	ИНГУЛЕЦКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Первая очередь обогатительной фабрики
Ингулецкий ГОК (ИнГОК) введен в эксплуатацию в 1965 г. и
состоит из карьера, дробильно-обогатительной фабрики и вспомога-
тельных цехов. Обогатительная фабрика включает I и II очереди,
на которых обработка руды осуществляется по разным технологиче-
ским схемам.	\
176
Технологическая схема обогащения руды на первой очереди фаб-
рики приведена на рис. 17. Дробление руды производится в четыре
стадии с применением грохочения руды по классу 25 мм перед послед-
ней стадией. Крупное дробление руды осуществляется по двум пото-
кам: 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 диа-
метром 33 м и глубиной 43,2 м.
В корпусе среднего и мелкого дробления установлено каскадно
по 12 дробилок КСД-2200 и КМД-2200 (табл. 62). Схема дробления
позволяет сокращать крупность руды от 1200 до 25—0 мм (8% класса
+ 25 мм).
Таблица 62
Показатели работы цикла дробления
Стадия	Оборудование	Произво- дитель- ность, т/ч	Выпуск- ная щель, мм	Крупность РУДЫ, мм	Коэффициент ' использова- ния оборудо- вания
I -	Дробилка ККД-1500	1500	180	350-0	0,71
II	Дробилка КРД-900	800	100	230—0	0,66
III	Дробилка КСД-2200	250	30	60-0	0,83
IV	Дробилка КМД-2200	250	6-8	75—0	0,83
	Грохот 173-ГР 1,75 X 3,5 м	600	25	-	0,83
Обогатительная фабрика первой очереди состоит из восьми сек-
ций, 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 сек-
ции 72 м9.
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 мельни-
цах с центральной разгрузкой, работающих в замкнутом цикле с гид-
роциклонами (табл. 63). Содержание твердого в разгрузках мельниц
65—70%. Плотность сйивов гидроциклонов II и III стадии 12 и 10%.
твердого. В мельницы I, II и III стадии догружаются шары диамет-
ром 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 раз-
грузки шаровых мельниц II и III стадии. Отделение обогащения ос-
нащено магнитными сепараторами с противоточными (I стадия)
12 Заказ 478	.	177
..o'
/3=63,IS
Рида
f
Дробление!
Дробление I
ДроблениеШ
Гр о х тчение
t	Дробл^ниеТГ
*	11= too1
--------*~1/3=35,6
Q Комель чение I
Классификация
1=100	,,	V>3 = 35,6
Магнитная сепарация!
1=59,1^/3=08,1	*.п	6=00,9
Магнитная сепарация	fl-16,7
1=55,1
/3=50,0 Перечистка хвостов
[7= 5,0//3=07,0-	l--39j\
।	ft=13,3'--------
t К л а с c'ucpикац и я
fl~5z>BQ\ ИзмельчениеI	Обесшламливание
f	\1=56,Г,/З=55,г
Магнитная сепарация!! Магнитная сепарацияШ.	•----------------,
—	Магнитная сепарация J
п	’	><	*
/3-5др Перечистка хвостов
------------------------'_il=0.2--------1=6,i'\
----------------------------------------- -Н-fl=Z6,6	/3 = 13,9^-i
Унда/ о л ас с иф и к а ция
) Измельчение Ш	Обесиаламливание у
.-------\1= 0-7,1',/3=62,0	: 1л-Й /
Магнитная сепарация ИГ Магнитная сепарац. V V
1=99,9	1=1,6-,fl=13,1Х \l--06.Q-, 13 = 6^6
Л ^6,5
^/3=10,0
17=^4
1/3 --53,0
1=1,1
—---------\fl=io,os \fl--^fl
/7еречистка хвостов
.Si =0,1	1-.1S
" fl =53,3	fl=13,V-—
Магнитная сепарация у-а5
1=05,5	~
/3=50,1
. ►-------
1=05,3 0бестламливание
fl=бо,о\ ' 1=оА
Фильтрация fl-loA-^-
=ф]
MS,
У--’чзл	j '	ftB>3
fl =50,0	------ fl-13,0
\в=78,6	6=21,0 ’’
Концентрат	Хвосты
Рис. 17. Технологическая схема обогатительной фабрики Ингулецкого
ГОКа
178
Таблица 63
Характеристика работы цикла измельчения
Стадия и крупность измельче- ния, % класса —0,074 мм	Оборудование	Произ- води- тель- ность, т/ч	удельная произво- дитель- ность, т/м9*ч класса —0,074 мм	Цирку- ляцион- ная нагрузка, %	Эффектив- ность классифи- кации, %	Диаметр насадок гидроцикл0- на, мм сливная песковая
I 55	Шаровая мельница 3,6 X 4 м Двухспиральный клас- сификатор диамет- ром 2,4 м	110 110	1,5	100	54	—
II 78	Шаровая мельница 3,6 X 5,5 м Гидроциклон диамет- ром 350 лм1	70 16	0,8	170	52	90 48
III 98	Шаровая мельница 3,6 X 5,5 м Гидроциклон диамет- ром 350 мм	57 15	0,4	200	55	75 48
Таблица 64
Показатели работы цикла обогащения
Стадия и крупность материала, % класса —0,074 лии	Машина	Производитель- ность, т/ч	Содержание твердого в пи- тании, %	Выход хвостов, %	Прирост железа, %
I 55	Барабанный магнитный сепа- ратор ПБМ-4П и 209-П-СЭ*	120	45	40	15
II 57	Однобарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4ПП	125	45	5,0	3,0
III 78	Трехбарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4ПП * Магнитный дешламатор диа- метром 5 м	15 40	38 12	10	9,0
IV 79	Однобарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4ПП *	25	58	1,6	1,0
V 98	Трехбарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4ПП * Магнитный дешламатор диа- метром 5 м	12 . 30-40	45 10	3,0	3,0
* Новое оборудование.
12*
179
и полупротивоточными ваннами (II—V стадии) (табл. 64). В схеме 
широко применяются перечистки магнитного продукта и обесшла-
мливание материала перед магнитной сепарацией и фильтрацией.
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содер-
жанием 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 ат. Скорость вращения дисков
0,2—0,3 об]мин. Расход воздуха составляет 0,7 м3!м2 -мин. Удель-
ная производительность фильтра равна 0,4 т!м?-ч.
Опыт совершенствования техники и технологии
Проектная схема состояла из двух стадий измельчения и трех
стадий обогащения, включающих шесть приемов по выделению и пе-
речистке магнитного продукта,' и предусматривала получение кон-
центрата с содержанием 62% железа.
В процессе строительства обогатительная фабрика была пере-
ведена 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 про-
дукта в схеме возросло до 11. Благодаря новой технологии содержа-
ние железа в концентрате повысилось до 64,5% без снижения произ-
водительности [64].
Переводу обогатительной фабрики на новую технологию пред-
шествовали полупромышленные испытания пробы силикато-магне-
титовых кварцитов карьера ИнГОКа на опытной фабрике института
Механобрчермет.
На фабрике проведен ряд технических мероприятий, направ-
ленных на улучшение технологии переработки руды.. Изготовлена
переносная намагничивающая установка и производится регулярное
намагничивание магнитных шайб дешламаторов для снижения потерь
магнетита в сливе дешламаторов.
Для снижения потерь магнетита в сливе дешламаторов на питаю-
щих желобах дешламаторов установлены решетки с карманами, пред-
охраняющие коробки от забивки. В дешламаторе установлены успо-
коительные спирали. Слив дешламаторов, работающих перед филь-
трацией, направлен в процесс, что снизило потери магнитной фракции
в хвостах на 0,1%. Пески двух-трех дешламаторов самотеком на-
правляются в общий зумпф из-за гидростатического давления пульпы
в дешламаторах. Осуществление этого мероприятия позволило со-
кратить число насосов, перекачивающих пески дешламаторов, ста-
билизировало работу магнитных сепараторов III и IV стадии, питаю-
щихся песками дешламаторов.
Все магнитные сепараторы размером 600 X 1500 мм заменены вы-
сокопроизводительными машинами 209П-СЭ и ПБМ-4ПП. В резуль-
180
тате замены сепараторов схема обогащения, показанная на рис. 17,
усовершенствована, исключена операция перечистки хвостов в I, III
иУ стадиях, в III иУ 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 ва-
куум-фильтрами Ду-68-2,5, изготовленными для железорудной про-
мышленности. Мешалка усиленной конструкции обеспечивает эф-
фективное перемешивание материала в ванне. Это позволило отка-
заться .от подачи питания насосами снизу ванны и осуществить по-
дачу через пульподелитель сверху ванны, что значительно облегчило
работу. Новый редуктор-вариатбр позволяет в необходимом диапазо-
не регулировать скорость вращения дисков. Для снижения влаги
в кеке применяется мгновенная отдувка кека сжатым воздухом по-
вышенного давления. Производится рационная загрузка и переклас-’
сификация шаров. В мельницы I стадии первоначально загружаются
шары следующего гранулометрического состава: диаметром 40 мм —
18%, диаметром 60 мм — 50%, диаметром 80 мм —- 32%. Шары
в мельницу загружаются барабанным питателем, для переклассифи-
кации 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.
Вторая очередь обогатительной фабрики
Вторая очередь фабрики введена в эксплуатацию в 1969 г. Проект-
ная производительность второй очереди фабрики 12 млн. т в год
по сырой руде. Технологическая схема и схема цепи аппаратов фаб-
рики приведены на рис. 18, 19.
На фабрике применено бесшаровое измельчение для тонковкрап-
ленных магнетитовых кварцитов. Дробление руды до крупности
300—0 мм осуществляется в одну стадию, причем 70% дробленой ру-
ды будет поступать из карьера и 30% руды из корпуса дробления.
Бесшаровое измельчение руды производится в две стадии. В I ста-
дии руда измельчается до крупности 75—80% класса —0,074 мм
в мельницах самоизмельчения МБ-70-23 объемом 80 м5, работающих
в замкнутом цикле с классификаторами. Галя из разгрузки мельницы
самоизмельчения выделяется при помощи бутары.
Во II стадии промпродукт измельчается до крупности 95—98%
класса —0,074 мм в рудно-галечных мельницах,-работающих в замк-
181
нутом цикле с гидроциклонами. Соотношение объемов мельниц I
и II стадии 1 : 1. Изношенная галя крупностью менее 10 мм выделя-
ется посредством бутар, установленных на рудно-галечных мельни-
цах, и направляется в мельницы само измельчения. Процесс рудного
Руда
I 7=175,3
“K\}J3=35,0
Измель чение 1 Q <f=100,0
Гp оха'ч eн и e
+20 мн
7=24,5
73=30,7
1 -20 мн
|Z= 150,8
Классификация у „пп
\7=60,8	1Ц ; $ J
\l3=37,7	Г ’
Магнитная сепарация!
\/3=lj,8
7=52,8 Магнитная сепарация
/3 = 49,4 ---- --- f
л1=4,о
}/3=14,2
/3=62,1\----- --------------1 7=56,9
*1
ГУИзмельчениеП 0 бесшламливание
\1=149	~
1/3 -57,0	n _ лл 7
Выделение Возврата "P-°u>'
\+Змм '
\Л/3=28,4
7=44,4
7=12,5
73=14,5
~3hm\7=134,5
u ч/з=бо,о
Магнитная сепарация Д
W=iu,o	~‘
jj3=oi,3
Л 7/.

Магнитная сепарация!
17=41,9.	7=2,5
у3=63,3	/3=15,8';
Магнитная сепарация
1=40,7	1=1,2
73=84,7	73=17,4
Магнитная сепарация
«__________ I	\/3--24,9
7=4О.З\Л	'
/3=65,ГТ
Ф ил ыпр ация
7= 40,31---------------
S =75,6}	I
Концентрат
1-59,7
/3=13,4
6=23,4/
В осты
ПерелиВ
Рис. 18. Технологическая схема второй очереди
обогатительной фабрики ИнГОК
самоизмельчения требует применения автоматического регулирова-
ния основных параметров: плотности пульпы в мельнице «Каскад»
и степени заполнения ее рудой, количества подаваемой гали в рудно-
галечную мельницу.
182
Мельница самоизмельчения работает при степени заполнения ба-
рабана рудой 38—4096, плотности слива 70—75% твердого, цирку-
ляционной нагрузке 35—65% и производительности 75—90 т/ч.
Производительность и степень заполнения мельницы связаны экстре-
мальной зависимостью: при степени заполнения выше или ниже оп-
тимального значения производительность снижается. Производитель-
/Восты Концентрат
Рис. 19. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики второй очереди ИнГОК:
1 — бункер; 2—дробилка ККД-1500; 3—мельница МВ-70-23 мокрого самоизмельчения
руд, 16 шт.; 4 — бутара; S — классификатор односпиральный 3 X 12,5 л», 16 шт.; 6 —ги-
дроциклон 0 350 мм, 416 шт.; 7 — мельница рудно-галечная 4 х 5 jh, 16 шт.; 8 — дешлама-
тор магнитный 0 5 м, 56 шт.; 9 — магнитный барабанный сепаратор ПВМ-4П, 0 = 800 х
X 2500	96 шт.; 10 —магнитный сепаратор ПВМ-4ПП 0 = 800 х 2500 sut, 280 шт.;
11 — дисковый вакуум-фильтр Ду-68-2,5, 40 шт.; 12— насос
(Приведено количество оборудования на фабрике.)
ность 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 руд-
но-галечных по классу — 0,074 мм соответственно равны 0,9
и 0,3 т/ч • л3. Процесс самоизмельчения главным образом зависит
от гранулометрического состава и измельчаемости руды. Низкая
производительность мельницы самоизмельчения обусловлена мелкой
исходной рудой (200 — 0 мм), содержащей всего 2,6 % класса
+200 мм, вместо необходимых 15% (350—0 мм).
Обогащение руды производится в две стадии. Обогащению под-
вергают готовые продукты измельчения. Схема обогащения обеспе-
183
чивает 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% вы-
ше, чем при шаровом. Дальнейшая регулировка процесса самоиз-
мельчения позволит улучшить технико-экономические показатели
фабрики второй очереди.
§ 5. ЦЕНТРАЛЬНЫЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Технология переработки магнетитовой руды
Центральный горнообогатительный комбинат (ЦГОК) введен в
эксплуатацию в 1961 г. и состоит из карьера, дробильной и обогати-
тельной фабрик, обжигового цеха, фабрики окомкования и вспомо-
гательных цехов. На комбинате обрабатываются магнетитовая и
окисленная руды, последняя с предварительным магнетизирующим
обжигом. Одна секция производит доработку хвостов магнитного
обогащения флотационным методом.
Технологическая схема обогатительной фабрики ЦГОК (для маг-
нетитовой руды) приведена на, рис. 20. Дробление руды производится
в четыре стадии с применением грохочения руды по классу 25 мм пе-
ред последней стадией. Схема дробления позволяет сокращать круп-
ность руды с 1200 до 25—0 мм (8% класса -f-25 мм).
Показатели работы цикла дробления приведены в табл. 65.
Таблица 65
Показатели работы цикла дробления
Стадия	Оборудование	Производитель- ность, т/ч	Выпускная щель, мм	Крупность руды, мм	Коэффициент использо- . вания обо- рудования
I	Дробилка ККД-1500	1500	180	300-0	0,92
II	Дробилка КРД-900 	800	100	250-0	0,69
III	Дробилка КСД-2200	260	30	70-0	0,7
IV	Дробилка КМД-2200	260	6-8	25—0	0,7
	Грохот ГР-155	260	25	—	—
Для обогащения магнетитовой руды по проекту предусмотрено
11 секций (8—18).
Секции эксплуатируются по схеме, включающей три стадии из-
мельчения и пять стадий обогащения. Производительность секции
равна 126 т/ч по руде или 53,5 т/ч по концентрату.
Трехстадиальная схема измельчения обеспечивает конечную круп-
ность помола 95% класса —0,074 мм. Соотношение объемов мельниц
в I, II и III стадиях равно 1; 1,3; 1. Объем мельницы I стадии для
184
каждой секций равен 36 м3. В I стадии руда измельчается в шаровых
мельницах с решеткой, работающих в замкнутом цикле с классифика-
торами. Содержание твердого в сливах мельниц и классификаторов
85 и 55%,-
руЗа
Дробление!
„ Л _
Дробление!
_—
ДроблениеЖ	. .
I
Грохочение
I' 
ДроблениеЖ
I .....	'
- _	д 1#=100 ;/3 = 36,7
ИзмельчениеI О
Х#--227.-,р--39,0	7-100
izm *
/3-39,1.,	Магнитная сепарация!
..................#=269,2	./3 =18Д
1/3=57.0	_
7-.715Р Классификация #=53,9
0=57 717 чК-36,6
ИзмельчениёДО #=77ярбесшламлавание #=60
 У	“	}/3--/9,О ~
Магнитная сепарация! Обестламливание
[#=205,2#=10,11 ' \g=V7,5
__1fi=61,1	/3=17,21_r(3 = SZ,0
Магнитная сепарация Ж'
К =Vt.Д
../3=67,7
Магнитная сепарация
[#=73,5	'	#=0,91
fi=27,5'-
Магнитная сепарация
с;-" {ж
Обесшламливание
#=од1
/3=15,0
#=3,1
fi=zz,a
\ #= 7,0 =23,0
Перечистка хвостов
#=0,2
/3=55,6
#=3,8
fi=2!,2
#=73,2
'/3=66,0
Фильтрация
№?
/3=27,1,
#=57,7
0=17,0,.
Концентрат	КОоеты
Рис. 20. Технологическая схема обогатительной фабрики
Центрального ГОКа (для магнетитовой руды)
i
Во II и III стадиях промпродукт измельчается в шаровых мель-
ницах с центральной разгрузкой, работающих в замкнутом цикле
с гидроциклонами. Содержание твердого в сливах гидроциклонов II
и III стадии равны соответственно 25 и 15%. Первоначально в мель-
ницу I стадии загружаются шары диаметром 125, 100 и 80 мм в соот-
185
ношении 40, 30 и 30%, в мельницу II стадии — шары диаметром 80 и
60 мм поровну и в мельницу III стадии — шары диаметром 60 мм.
Догружаются в мельницы I и II стадии шары диаметром соответствен-
но 125, 80 и 60 мм. Обогащению подвергают готовые продукты каж-
дой стадии измельчения и продукты разгрузки шаровых мельниц II
и III стадии.
Отделение обогащения оснащено магнитными сепараторами с про-
тивоточными (I и II стадия) и полупротивоточными (HI, IV и V ста-
дия) ваннами.
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содер-
жанием 66,5% железа при извлечении общего и магнитного железа
64,2 и 92%. Концентрат обезвоживается до содержания влаги 10%
на дисковых фильтрах. Удельная производительность фильтра равна
0,5 т/л3 *4.
Технология обработки окисленной руды
Дробление окисленной руды осуществляется в четыре стадии на
самостоятельной технологической линии. Схема дробления руды,
количество установленного оборудования и режим работы его такие
же, как для дробления магнетитовой руды.
Дробленая руда крупностью 25—0 мм подвергается восстанови-
тельному обжигу в 30 трубчатых печах диаметром 3,6 м, длиной 50 м
с углом наклона к разгрузке 5°. Производительность печи равна
45 т]ч. Скорость вращения печи 0,7—1,4 об!мин. При вращении печи
руда перемещается от места загрузки к разгрузочному концу печи.
Находясь в печи в течение 2,5 ч, руда нагревается до 700—800° С
теплом, получаемый от сжигация природного газа в периферийных
горелках, и восстанавливается до магнетита восстановителем, пода-
ваемым в печь в виде твердого (коксик или бурый уголь) или газооб-
разного (природный газ) топлива. Кроме периферийных горелок,
установленных в зоне нагрева, печи оборудованы соплами (в зоне
восстановления) и фурмами (устройствами для ввода природного
газа в слой нагретого материала), расположенными на участке дли-
ной 4 м перед разгрузочным порогом печи.
Обожженная руда поступает в охладительные барабаны размером
2,8 X 5 м и затем подается в бункер корпуса обогащения. Выход
обожженной руды составляет 86,5%. Расход природного газа 82 нм2/ч
на 1 т обожженной руды. Наиболее высокие показатели обогащения
достигнуты при степени восстановления руды 95—110%.
Для переработки обожженной руды предназначено шесть секций
(1-3 и 5-7).
Руда обрабатывается по схеме, включающей три стадии измель-
чения и четыре стадии обогащения. Схемы технологического про-
цесса и цепи аппаратов приведены на рис. 21, 22. Производитель-
ность секции равна 170 т]ч по руде или 68 т!ч по концентрату.
Трехстадиальная схема измельчения обеспечивает конечную круп-
ность помола 95% класса —0,074 мм или 84% класса —0,053мм.
В I стадии руда измельчается в шаровых мельницах с решеткой,
работающих в замкнутом цикле с классификаторами при содержа-
186
нии твердого в сливе 45—50%. В I стадии удельная производитель-
ность мельницы по классу —0,074 мм на 0,1 — 0,3 т/м3 • ч выше,
чем при измельчении магнетйтовых кварцитов. Во II и III стадиях
Обожженная руда
7=100
__________0=35,8
(~) Измельчение!
Y7=165
I 0=39,0-
К л ассиф икация v .... . ...
я-кп n-ibi,————I7=100:0=35,8
о-65,",0-08,0	ОВесшламливание
Магнитная '‘сепарация!
• 0=17,0 г
*-107,6
•------#=51,0 \fi--09,9	,_____‘
7=518^л~а1!7!иуи.кация 7=56,0
/3=51,б[	[0=50,8
О Измельчение]! ОВесшламлиВание
[7=55,3	7=0,7 1
[/3=51,5	fi = 7,0 L
Магнитная сепарацияШ
7=07,8	7=7,5 I
0 = 56,2	/3 = 19,9\
Магнитная сепарация]!
7=1,2
/3=10,0
'/3=52,1
Классификация ^=08 8
£	~	| /3=56,1
Измельчение Ш Q	ОВесшламлиоание
Y	f?W
____________|--------1/3=57,0--/3=12,71
Магнитная сепарацияШ-
---------------------	---------7=5,0
/3=29,5
7=02,0
/3 = 61,0
Магнитная сепарация
7=00,8
/3=61,6
а=1,г
/3=35,0
Ма г н итмая с епарация я-<п
1’7=39,8	\/3=38,0
i/3=62,‘l	,Г___ . .1 7=2,2
<Р цльтрация
7=0,05 \7=0,05 7=39.7
/3=56,6 /3=60,0 fi.^5 J-.O3
................ =55,6
Концентрат
Перечистка. кбостобР'^'
7=1,з
5=10 <
0=22,7-
7=60,3
/3=18,3
<5=30,8
Хбосты
Рис. 21. Технологическая схема обогатительной фабрики
Центрального ГОКа (для обожженной руды)
L
промпродукт измельчается в шаровых мельницах с центральной раз-
грузкой, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами при со-
держаниях твердого в сливах 15—19 и 9—12%. Расход шаров в I,
II и III стадиях равен соответственно 296, 290 и 320 г/т руды.
1»7
Рис. 22. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики ЦГОК (секции для
обожженной руды):
7_ бункер; 2 — дробилка ККД-1500; 3 — дробилка КРД-900, 2 шт.; 4 — дробилка КСД-
2200, 6 шт.; 5 — грохот инерционный 1,75 х 3,5 at, 6 шт.; в—дробилка КМД-2200,
6шт.;7 — трубчатая печь 3,6 X 50 ж, 30 шт.; 8—11 — аппараты системы очистки (скрубберы,
камеры, циклоны); 12 — охладительный барабан 2,8 X 5 м; 13 — шаровая мельница 3,6 X
X 4,0 at, 1 шт.; 14 — классификатор 0 3 at, 1 шт.; 15— магнитный сепаратор ПБМ-4П, 2 шт.;
1в — насос; 17 — гидроциклон 0 750 мм; 18 — шаровая мельница 3,6 X 5,0 at 2 шт.; Г9 —
магнитный сепаратор ПБМ-4П; 20 — дешламатор 0 5 at, 4 шт.; 21 — магнитный сепаратор
ПБМ-4ПП, 4 шт.; 22— гидроциклон 0 350 atat, 16 шт.; 23 — барабанный магнитный
сепаратор ПБМ-4ПП; 24 — вакуум-фильтр Ду-68-2,5, Зшт.; 25 — магнитный гидро-
циклон 750 atat
(Приведено количество оборудования на секции, сепараторы 26-СБ и 167-А-ПП-СЭ заменены
сепараторами ПБМ-4П И ПБМ-4ПП)
Рис. 23. Магнитный гид-
роциклон:
1 — корпус; 2 — подвижная
магнитная система; з —
винт; 4 — неподвижная маг-
нитная система
Пески.
Обогащению подвергаются готовые продукты каждой стадии из-
мельчения и разгрузка шаровых мельниц II стадии. Отделение обо-
гащения оснащено магнитными сепараторами с противоточными (I
и II стадии) и полупротивоточными ваннами (III и IV стадии). В I
и III стадиях обогащения перед магнитной сепарацией материал обес-
шламливается в магнитных гидроциклонах диаметром 750 мм
(рис. 23).
Магнитная система, расположенная по центру внутри гидроцик-
лона, способна перемещаться в вертикальной плоскости с помощью
винта. Вторая магнитная система, помещенная внутрь питающего
патрубка, закреплена неподвижно. Напряженность поля на поверх-
ности магнитной системы у входа в гидроциклон равна 1400—1600 э,
в наиболее отдаленной точке (у трубы) снижается до 600, 700 э и у
Таблица 66
Характеристика работы цикла измельчения
Секции	Стадия, крупность измельчения, % класса —0,074 мм	Тип оборудования	Производитель- ность, т/ч	Удельная произво- дительность, т/м3ч, —0,074 мм	Циркуляционная нагрузка, %	Эффективность клас- сификации, %	Диаметр насадок гидроцик- лонов сливная песковая
3-17	I	Шаровая мельница	126	1,83	—			—
	60—65	316X4,0 м Двухспиральный	126	—	130	—	—
	II	классификатор 0 2,4 м Шаровая мельница	90	0,9	200	40		
	82 III	3,6X5,0 м Гидроциклон 0 350 мм Шаровая мельница	80	0,4			
1-3,	95 I	3,6x5,0 м Гидроциклон 0 350 мм Шаровая мельница	20-30 170	1,7-1,8	200	20	70—80 30-35
5—7	55-60 II 80 III 94.	3,6X4,0 м Односпиральный классификатор 0 2,4 м Шаровая мельница 3,6X5,0 м Гидроциклон 0 750 мм Шаровая мельница 3,6X5,0 м Гидроциклон 0 350 мм	150 85 120 72 40	0,8 0,5	180—200 100 200	75 70 ' 50	200 90 78 48 1
189
сливного патрубка не превышает 1200—1300 э. Давление на входе
в гидроциклон равно 0,9 + 0,1 ат и регулируется положением за-
движки на всасывающем патрубке насоса и добавлением воды в пи-
тание, при снижении давления до 0,3 ат прекращается выделение
твердого в слив. При песковой и сливной насадках диаметром 110
и 219 мм плотность песков гидроциклона составляет 1700—1800 г/л
и в них содержится 44% класса —0,074 мм, в сливе — 90% класса
—0,074 мм, а в питании — 55% класса —0,074 мм.
В слив магнитных гидроциклонов удаляется 25—30% хвостов
с содержанием 10—14% железа. Малорудные шламы удаляются
вначале процесса обогащения и не попадают во флокулы при магнит-
ной сепарации, вследствие этого качество конечного концентрата по-
вышено с 62,0 до 63,5% [65].
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содер-
жанием 63,5% железа при извлечении железа 62,7% от исходной
руды. Концентрат обезвоживается до содержания влаги 12,5% на
Таблица 67
Характеристика работы цикла обогащения
Секции	Стадия, крупность материала, % клас- са —0,074 мм	Тип машины	Пр оизво дитель - ность, т/ч	Содержание твер- дого в питании, %	Выход хвостов, %	| Прирост железа, %
8-17	I	Однобарабаниый магнитный сепара-	75	55	36	12
	60	тор ПБМ-4П				
	II	Однобарабанный магнитный сепара-	100	55	5	3,0
	65	тор ПБМ-4П				
	III	Двухбарабанный магнитный сепа-	30	35	9	6,0
	88-92	ратор ПБМ-4ПП				
		Магнитный дешламатор 0 5 м	35	20	—	—
	IV	Однобарабанный магнитный сепара-	60	—	3	2,0
		тор ПБМ-4ПП				
	V	Двухбарабанный магнитный сепара-	20	—	5	4,0
		тор ПБМ-4ПП				
		Магнитный дешламатор 0 5 м	30	—	—	—
1-3	I	Двухбарабанный магнитный сепара-	75	45	40	14
5-7	55—60	тор ПБМ-4П				
		Магнитный гидроциклон 0 750 мм	—	—	—	—
	II	Однобарабаниый магнитный сепара-	100	55	5,0	3
	60	тор ПБМ-Ш				
	III	Двухбарабанный магнитный сепара-	25	30	8,0	6,0
	72-78	тор ПБМ-4ПП				
		Гидроциклон магнитный 0 750 мм	—	 —	—	—
		Магнитный дешламатор 0 5м	40	20	—	—
	VI	Трехбарабанный магнитный сепара-	15	20	. 7,0	6,0
	93-96	тор ПБМ-4ПП				
		Магнитный дешламатор 0 5 м	30	12	• —	—*
190
дисковых фильтрах при вакууме 0,7 ат и скорости вращения дисков
0,3 об!мин.
Для эффективной работы магнитных сепараторов и дешламаторов
при обогащении обожженной руды требуется повышенный'расход
воды до 13 м31т руды.
Показатели работы цикла измельчения и цикла обогащения при-
ведены в табл. 66 и 67.
Опыт совершенствования техники и технологии
Обжигмагнитное обогащение
В процессе обжига минералов наблюдается несколько переходных
фаз: вюстита, иоцита, маггемита, магнетита и сохранение первичных
минералов главным образом в форме гематита. Гидроокислы железа
полностью перевосстанавливаются до вюстита с образованием частич-
но иоцита и маггемита. Таким образом, в обожженной руде образуется
часть рудных агрегатов сложного состава магнетит — вюстит — ио-
цит — маггемит с пониженной микротвердостью (400 кг/мм2) и часть
магнетита с нормальной микротвердостью (600 кг/мм2). Образование
магнетита по гидроокислам, в виде тонких включений, создает до-
полнительное количество труднораскрываемых ’ сростков и не позво-
ляет получить высокое качество концентрата.
Обожженная руда отличается от естественной магнетитовой руды
меньшей магнитной восприимчивостью, более высокими остаточной
намагниченностью и коэрцитивной силой искусственного магнети-
та. После обогащения на магнитных сепараторах остаточная индук-
ция обожженной руды в 2—2,5 раза больше, чем у магнетитовой руды
с одинаковым содержанием железа. Коэрцитивная сила искусствен-
ного магнетита составляет 150—200 э вместо 20—80 э у естественного
магнетита [66]. При обогащении обожженной руды на магнитных се-
параторах с постоянным полем образуются весьма прочные флокулы,
содержащие значительное количество нерудных частиц, что снижает
эффективность магнитной сепарации, классификации, фильтрации.
Вследствие этого качество концентрата из обожженной руды ниже,
чем из естественной магнетитовой руды. Для более эффективного
удаления из руды и продуктов обогащения нерудных шламов приме-
няют магнитные гидроциклоны и дешламаторы перед магнитной се-
парацией и фильтрацией, что улучшает качество концентрата. Улуч-
шение качества концентрата достигается увеличением перечисток
с промежуточным размагничиванием.
Обожженная руда обогащалась на ЦГОКе по одно- двух- и че-
тырехстадиальным схемам обогащения. По одно- и двухстадиальным
схемам обогащения получены концентраты, содержащие 59,5—60%
железа. По четырехстадиальной схеме качество концентрата повыси-
лось до 64% железа.
Замена стержневой мельницы на шаровую в замкнутом цикле
с классификатором позволила получить в I стадии измельчения бо-
191
лее тонкий продукт и направить его на магнитную сепарацию. В I
стадии обогащения установлены противоточные магнитные сепарато-
ры с усовершенствованной ферритовой магнитной системой и повы-
шенной напряженностью магнитного поля до 1500 э, а в последней
стадии сепараторы с литыми магнитами и напряженностью поля
1000 э. Магнитные дешламаторы со слабой напряженностью магнит-
ного поля выдавали богатые хвосты. Повышение напряженности поля
в дешламаторе до 1100 э на поверхности магнитов позволило увели-
чить скорость восходящего потока, снизить содержание железа в
сливе и повысить эффективность обогащения. Прямоточные магнит-
ные сепараторы для обогащения песков дешламаторов в III стадии
выдавали богатые хвосты и были заменены полупротивоточными
сепараторами, обеспечившими получение в первом приеме бед-
ных отвальных хвостов.
Повышение напряженности поля до 1600 э при размагничивании
материала перед классификацией позволило увеличить выход гото-
вого класса в слив на 7,5% и удельную производительность мельниц
по классу —0,074 мм на 0,28 т!ч • ms. При этом качество концентрата
возросло на 0,6%. Скорость прохождения материала через размагни-
чивающий аппарат не должна превышать 1,5 м!сек, при увеличении
ее до 3,5 м!сек степень размагничивания материала падает до 65%.
В лабораторных условиях проведены опыты по выделению круп-
ных хвостов 25—0 мм из обожженной руды и получению высококаче-
ственного концентрата. На магнитном сепараторе с напряженностью
поля 1000 э методом сухой сепарации выделено 15% бедных хвостов.
В результате последующего доизмельчения промпродукта со ста-
диальным выделением хвостов методом мокрой магнитной сепара-
ции получен концентрат с содержанием 64% железа при извлечении
80-82%.
Из обожженной руды, измельченной в пароструйной мельцице
до 98% класса —0,05 мм, после обесшламливания и магнитной сепа-
рации при напряженности поля 500—700 э и 1000 э был получен кон-
центрат с содержанием 68—69% железа при извлечении 74—76%.
Сухое измельчение и сухая магнитна'я сепарация на сепараторах
с бегущим магнитным полем (быстроходные многополюсные сепара-
торы или сепараторы с обмоткой трехфазного тока) существенно улуч-
шают качество концентрата.
Наряду с совершенствованием технологии обогащения обожжен-
ной руды производится дальнейшее совершенствование процесса об-
жига окисленной руды в направлении улучшения качества обжига' —
получения оптимальной степени восстановления руды, уменьшения
потерь руды при обжиге, расхода топлива и стоимости обжига.
Обогащение магнетитовых руд« По проектной схеме предусматри-
валось выделение хвостов магнитной сепарации из разгрузки стерж-
невой мельницы, однако практически реализовать это не удалось
из-за наличия крупных частиц в разгрузке усложняющих работу маг-
нитных сепараторов. Испытаниями работы стержневой мельницы
в замкнутом цикле с классификатором выявлена непригодность такой
192
схемы измельчения для первой стадии. Поэтому стержневые мель-
ницы были заменены на шаровые. На фабрике сепараторы 26-СБ
заменены высокопроизводительными сепараторами ПБМ-4П, что по-
зволило снизить содержание железа в хвостах на 0,5%. Для даль-
нейшего повышения качества концентрата осуществлен перевод сек-
ций на работу по многостадиальной схеме обогащения (три стадии
измельчения и пять стадий обогащения) [67, 68]. На дробильной
фабрике внедрено централизованное управление процессом, промыш-
ленное телевидение, произведена замена грохотов 155-Гр грохотами
173 Гр.
§ 6. ДНЕПРОВСКИЙ горноовогатительныи комбинат
Обогатительная фабрика Днепровского ГОКа введена в эксплуа-
тацию в 1970 г. на базе магнетитовых кварцитов Горишне-Плавнен-
ского месторождения. Проектная производительность обогатитель-
ной фабрики по руде 15 млн. т в год. Технологическая схема и схема
цепи аппаратов фабрики приведены на рис. 24, 25.
Дробление руды до крупности 20—0 мм осуществляется в три
стадии с предварительным грохочением перед последней стадией.
Измельчение руды производится в четыре стадии в стержневых
и шаровых мельницах до конечной крупности 100% класса
—0,074 мм. Руда (Fe = 34%) обогащается в три стадии магнитной
сепарацией с выделением в последней стадии концентрата с содержа-
нием 64,5% железа при извлечении 72,0%. Производительность
одной секции обогащения по руде 240 т/ч. Опыт работы фабрики
показал, что для получения концентрата проектного качества (65%
железа) руду необходимо измельчать до крупности 95%—0,044 мм.
Разработаны мероприятия по совершенствованию работы комби-
ната:
улучшение организации добычи и усреднения руды с целью при-
ближения качества руды к проектному и стабилизации его, умень-
шение крупности дробленой руды путем более эффективного грохо-
чения на штампованных решетках перед третьей стадией дробления,
применение футеровки типа «файн» на дробилках мелкого дроб-
ления и увеличение числа качаний дробящего конуса этих дроби-
лок,
применение мелких шаров (0 40лгж) в мельницах последней стадии
измельчения,
обесшламливание слива гидроциклонов 0 500 мм во второй стадии
измельчения,
подача воды в дешламаторы для улучшения отмывки шламов
и разгрузки песков,
обеспечение постоянного напора воды, подаваемой в технологи-
ческие операции (гидроциклоны, спиральные классификаторы, де-
шламаторы, магнитные сепараторы),
применение тонкого грохочения для классификации вместо гид-
роциклонов и для доводки концентрата и др.
13 Заказ 478	'	193
i
Таблица 68
Технико-экономические показатели Криворожских горнообогатительных комбинатов за 1969 г.
Показатели	ЮГОК-1	ЮГОК-2	ЮГОК-1+ ЮГОК-2	нкгок (8 секций)	СевГОК (27 секций)	ИнГОК	ЦГОК		
							Магнети- товые кварциты-	Окислен- ные кварциты	Всего
Производительность, млн. т: по руде (влажный вес)			13,788	19,450	33,238	15,746	28,303	18,954	11,615	7,225	18,840
по концентрату (влажный вес) .....	5,828	8,386	14,214	5,461	11,489	7,074	3,457	2,615	6,072
Выход концентрата, % 		42,48	43,33		35,06	41,85	38,03	29,15	40,72	34,33
Содержание железа, %: в руде 		35,56	35,48	35,51	32,26	34,91	32,89	31,7	36,02	33,91
в концентрате	•		65,08	64,23	64,58	65,34	64,73	64,67	65,39	61,35	63,74
в хвостах 			14,0	13,23	—.	14,72	13,49	13,13	17,83	20,29	18,85
Содержание магнитного железа, %: в руде 				29,03	' 28,8	—.	24,56	. 27,64	22,6	21,53	—	24,04
в хвостах		3,00	2,65	—	1,8	3,54	1,88	—	11,0	4,9'
Извлечение, %: общего железа'		77,75	78,44	78,16	71,02	77,59	74,77	60,14	69,36	64,53
магнитного железа	 Влажность концентрата, %		94,0 10,2	95,0 10,2	—	95,0 10,6	92,8 10,61	97,0 10,88	9,94	13,01	11,12
Расход на 1 т концентрата: электроэнергии, квт-ч 		—	—	61,2	58,45	61,8	68,7	—	. —	49,5
									
ВОДЫ, м3 ............................
шаров, кг............................
стержней, кг ........................
футеровочной стали, кг...............
транспортерной лента, №..............
фильтроткани, м-.....................
Коэффициент использования:
обогатительного оборудования..........
дробильного оборудования ............
Себестоимость передела обогащения 1 т
концентрата (сухой вес), руб..........
Себестоимость передела обогащения 1 т
руды (сухой вес), руб.................
Полная себестоимость 1 т концентрата,
РУб...................................
Общая численность трудящихся...........
Производительность труда работающего,
т:
по руде (влажный вес).................
по концентрату (влажный вес).........
Капитальные затраты, млн. руб..........
Удельные капитальные затраты на 1 т
(сухой вес), руб.:
РУДЫ . ..............................
концентрата .........................
—	22,8	19,0	. 31,2	28,9	—	—	27,45
—	3,558	1,1	4,7	4,8	—	—	3,0
0,461	—	0,357	—-	—	—	—	0,22
0,625	—	0,640	0,472	0,447	—	—	0,32
0,00272	—	0,0034	0,0016	0,0017	—	—	0,003
0,008	—	0,0082	0,007	0,01	—	\ 		0,0097
0,95		0,943	0,96	0,97	—	—	—
0,71—0,86		0,73	0,825	0,82	— •	—	—-
2,95	—	2,95	2,83	3,43	—	—	2,29
—	1,27	1,036	' 1,189	1,21	—	—	—-
4,33		5,61	5,61	5,62	—	—.	9,56
—	2136	895	1680	—	—	—	—
—	15 159	17105	13150	13 552	—	—	—
—	7214	6593	5990	5345	—	——	—
—	92,0	45,4	—	—.	—	—	—
—	2,86	3,0	3,11	2,-74	—	—.	. —
	6,63	8,55	7,41’	7,66			—
Руда
' ♦
Драбленуе!
ДробленаеЛ
' *
Грохочение
Дробление!!!
Измельчение!	ft-65,88
^Оо(лаеса™*4^2
flz35,88i	Г I _
№гнитнаясепарация& ^льчениеХ
IZ-’Zff AS,4?| I______|
Магнитная сепарация I
Размагничивание
«.	Классификация
,, 'H 7/’^	А ИзмельчениеШ
Магнитная сепарация^.,„ д
/=f/,7«|	Х--9,7В 1-----------
Магнитная сепарация
XZ5B,79^	1--2,Э5\
Размагничивание 1------------
Классификация
I	0
/=£7,77 О Измельчение!!
Вбесшламлибание
l^fL
I-SO,2
Магнитная сепарация
^=W,7
Магнитная сепарация —I
Магнитная сепарация
^--44,5^- .	‘
Сгцщение
Х-.^6 4>идьт^ия
flzBB,B	1г'0’^
^79,0 *
Концентрат
, L-*; /=Д7
~X=Z0 Перечистка xBocmoB
1 -гпя 9-U,SZ\
faSfi
fl=t3,3S
§--zt,o
ХВоеты
Рис. 24. Технологическая схема обогатительной фабрики
Днепровского ГОКа
Проектируется вторая очередь комбината за счет введения в экс-
плуатацию Лавриковского месторождения магнетитовых кварцитов.
Производительность комбината возрастет до 27—30 млн. т.
Технико-экономические показатели Криворожских горнообога-
тительных комбинатов приведены в табл. 68.
Концентрат
Рис. 25. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Днепровского ГОКа:
1 — бункер; 2 —дробилка ККД-1500, 2 шт.; 3 — дробилка КСД-2200, 7 шт.; 4 — инер-
ционный грохот 1750 х 3500 ми, 7 шт.; 5 — дробилка КМД-2200, 7 шт.; в — стержневая мель-
ница 3,6 х 5,5 м, 8 шт.; 7 —двухспиральный классификатор 3,0 X 12,5 м, 8 шт.; 8 — ша-
ровая мельница 4,0 х 5,0 м, 8 шт.; 9 — магнитный сепаратор 209В-П-СЭ, 64 шт.; 10 — ги-
дроциклон 0 500 о, 96 шт.; 11 — шаровая мельница 4,0 х 5,5 м 16 шт.; 12 — магнитный
сепаратор 209В-ПН-СЭ, 288 шт.; 13 —Гидроциклон 0 350 «, 128 шт.; 14 — дешламатор
0 5 м, 64 шт.; 15 — вакуум-фильтр Ду-68-2,5, 32 шт.
(Приведено количество оборудования на фабрике)
ЦЕНТРАЛЬНЫЙ РАЙОН
§ 7.	ОБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ № 1 И № 2 КОМБИНАТА КМАруда
Магнетитовые кварциты комбината КМАруда обрабатываются на
двух обогатительных фабриках № 1 и № 2, производительностью по
руде 3,2 млн. т в год. Технологическая схема обогатительной фаб-
рики № 2 приведена на рис. 26.
Схема включает три стадии дробления, две стадии измельчения
и две стадии обогащения.
В I стадии руда измельчается до крупности 55—60% класса
— 0,074 мм в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле
с классификаторами. Во II стадии измельчается промпродукт до
крупности 90—93% класса —0,074 мм в рудно-галечных мельницах,
работающих также в замкнутом цикле с классификаторами и гидро-
циклонами.
Рудная галя выделяется из исходного питания мельницы на ко-
лосниковом грохоте с размерами щели между колосниками 22 мм.
В рудной гальке содержится около 85% класса —75 -J- 25 мм и
15% класса —25 мм. Объемный вес гали равен 2,2 т/м3, крепость
197
18 баллов по Протодьяконову. Расход гали составляет 1,5 т/ч,
или 2,7% от исходного питания мельницы [69].
После перевода мельниц на рудно-галечное измельчение отверстия
в решетках мельниц уменьшили с 25 до 12 мм.
Руда.
Дробление!
Дробление!
Грохочение
Дробление Ш.
+25 мм
Грохочение
5=2,0
,/з=зз,о
~5~98,0	_________2.
^~'53’°С[измельчение1
К л ассиу икация
6987 Магнитная сепарация 1
/3=38,8 !	1
^5=28.13
1/3 = 18,6
Магнитная сепарация	Перечистка хвостов
------ л ъЬдг	
/3 = 99,5 j 0 = 38.5	^^10,1
\5 =12,79
'jfi = 13,29
Классификация
1	/ - ЬУ, 10
-----------!—Измельчение! .. I/5'
I___J .. Магнитная сепарация!
Д/Л
у	Магнитная сепарсщия у. 2 jg
,	'^^/3=12,02
Ог
/3=63,97^
Магнитная сепарация
г~7’ ““	1/ = Z7,0Z.
<>/3 = 17,85
' 5=0,2
"/3=58,69
';2 12 Магнитная сепарация
"/3=13,2
[Г=91.3
\/3=бЬ,98
фильтрация.
1/3 = 69,5
VS =80,35 -	„
Концентрат	хоосты
Рис. 26. Технологическая схема обогатительной фабрики № 2
комбината КМАруда
5=58,9
/3=11,0
£ = 19,65
Во II стадии измельчения поддерживается следующий оптималь-
ный режим: содержание''твердого в разгрузке мельницы составляет
62—65%; плотность слива гидроциклонов — 22% твердого; цирку-
198
ляционная нагрузка — 160—180%; заполнение барабана мельницы
рудной галей — 45% по объему.
Удельная производительность рудно-галечных мельниц состав-
ляет 1—1,2 т/ч • м3 по классу—0,074 мм и 0,8—1,0т/лг3 • ч по клас-
су —0,053 мм.
Расход электроэнергии на 1 т вновь образованного класса на-
ходится в пределах 13 — 14 кет • ч. При рудно-галечном измель-
чении срок службы футеровочных плит мельниц сократился по
сравнению с шаровым измельчением. Фабрики выпускают около
1,5 млн. т в год концентрата с содержанием 65,3% железа при из-
влечении 81,4%.
PuOfL
У| (h 100,0
\р--зз,7
Л<^100,0
Дробление!
Дробление!!
Грохочение
К \75™\	\Z5-0 \75-Z5mm
Дроблением! 1 мм 
1 Классификация
^Измельчение! |
| Обесшламлибание
Магнитная сепарация!
Магнитная сепарация
1_
Перечистка хбостоб
Классификация
Обесшламлибание
I----------------1
Магнитная сепарация!!
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
-----4	1L
Обесшламлибание
Фильтрация
,	6=38,5
f I	/3=68,0
А-1	'6=77,7
-* 6=61,5
/3 = 13,6
’ б г 22,3
Кбосты
Концентрат
Рис. 27. Технологическая схема расширения обогати-
тельной фабрики № 2 комбината КМАруда
199
Расширение обогатительной фабрики № 2
Расширение обогатительной фабрики № 2 до мощности 3,5 млн. т
руды в год предусматривается произвести к 1975 г. Технологическая
схема расширения обогатительной фабрики приведена на рис. 27.
Дробление руды до крупности 25—0 мм осуществляется в три
стадии. В I стадии руда измельчается до крупности 60% класса
—0,074 мм в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле
с классификаторами.
Руда
1^= 100,0
„	XS--1l/0,0
Дробление
О}Измельчение1
Грохочение
Возбрат	I,	Классификация
{	|	у
Галька	i Магнитная сепарация!
Магнитная сепарация
। Классификация
Измельчение!
Магнитная сепарация!
Вбесшламлибание
Грохочение
J (бутара] |
Магнитная сепарация! Магнитная сепарация
Магнитная сен арицин
фильтрация
ft-68,0
,,e=eirs
Концентрат
Обезв оживание
Магнитная сепарация
Сгущение б гидроциклонах
Сгущение в сгустителях
Г -58,7
ft *10,6
is-is,г
Хвосты
Оборотная бода.
Рис. 28. Технологическая схема обогатительной фабрики
Лебединского ГОКа
200
Во II стадии промпродукт измельчается до крупности 95% клас-
са —0,074 мм в рудно-галечных мельницах, работающих в замкну-
том цикле с гидроциклонами. Рудная галька крупностью 75—25 мм
выделяется из дробленой руды на колосниковом грохсте. Обогаще-
ние руды производится в две стадии. Обогащению подвергаются го-
товые продукты измельчения. Схема обогащения предусматривает
получение концентрата с содержанием 68% железа при извлечении
77,7%.
§ 8.	ЛЕБЕДИНСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Ввод в эксплуатацию Лебединского ГОКа намечается на 1971 г.
Проектная производительность 30 млн. т руды в год, а по концент-
рату 13,4 млн. т в год. Технологическая схема обогатительной фаб-
рики и схема цепи аппаратов приведены на рис. 28 и 29.
1 — бункер; 2 — дробилка ККД-1500/180, 2 шт.; 3 — мельница МБ-70-22, 32 шт;; 4—
мельница рудно-галечная с решеткой 4 х 7,5 л», 32 шт.; 5 — грохот, 32 шт.; 6 — классифика-
тор односпиральный 2,4 X 9,2 -и, 32 шт.; 7 — гидроциклон 0 350 мм, 768 шт.; 8 — магнит-
ный сепаратор ПБМ-4П 0 800 X 2500 мм, 288 шт., одно- и двухбарабанные; 9 — магнитный
сепаратор ПБМ-4ПП, 432 шт. ’.одпо и трехбарабанные; 10 —дешламатор магнитный 0 5 м,
128 шт.; 11 — вакуум-фильтр дисковый Ду-68-2,5, 64 шт.; 12 — сгуститель 0 100 м, 6 шт.;
13 — насос ЗГМ-1-350-А, 64 шт.; 14 — насос 5МЩ-1, 284 шт.
(Приведено оборудование на фабрике)
Дробление руды до крупности 300—0 мм осуществляется в одну
стадию. Измельчение руды производится в две стадии. В I стадии
руда измельчается до крупности 60% класса —0,074 мм в мельницах
типа «Каскад», работающих в замкнутом цикле с грохотами и клас-
сификаторами. Выделение рудной гали производится на грохотах.
Во II стадии промпродукт измельчается до крупности 98% класса
—0,074 мм в рудно-галечных мельницах. Обогащение руды произ-
201
водится в три стадии. Обогащению подвергаются готовые продукты
измельчения и продукты разгрузки рудно-галечных мельниц. Схема
обогащения предусматривает получение концентрата с содержанием
68% железа при извлечении 81,8%. В окатышах содержание железа
снижается до 62,6%.
§ 9.	МИХАЙЛОВСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Ввод в эксплуатацию Михайловского ГОКа намечается на 1972 г.
Технологическая схема и схема цепи аппаратов обогатительной фаб-
рики показаны на рис. 30 и 31.
Рудная, г ал я
н цац
\7=Ш,07.
„ „ ^с--у/о.о% „ ,
Дроо лен de Iстадии
"^Измельчение!
Магнитная сепарация!
I	Магнитная сепарация^ |
Ла^ссификация
। Измельчение^^	Обесшламливание
I Магнитная сепарация! Магнитная сепарацияш
I {	--- ZL
7	Магнитная сепарация
J-----------------I
Классификация .
Измельчение!! Об&шламлиВание
у	*	--г .
Магнитная сепарация!! I
f	“1 Магнитная сепарация V
Магнитная сепарация
Магникная сепарация
ОбесшламлиВание ‘ *
Магнитная сепарация
| ~( сгущение) -1>
УилыпрЪция
' Магнитный,
концентрат ।----------
Сгущение
X-----------
psbb,J% |
^Л/оУильтрация •
: б-рп-Д Члотаци- ,
и и н~ч7К’3/ онный
....	'..кр. 'кон-трат
t=W,6°A £ -мм/н----------------
р--6У,07.
'^--7^,5%
Общий концентрат
Классификация
брИзмельчение -
^-MxSocmol |
---•	Ih/ifff mnnrr
Цикл флотации
S  .......।
Сгущение
I
. Сгущение
______ Обортп-
' б'-25,57Лая SaSa
Общие хОосты
Рис. 30. Технологическая схема обогатительной фабрики
Михайловского ГОКа
202
Дробление руды до крупности 25—0 мм осуществляется в четыре
стадии. Измельчение] руды [производится в три стадии. В I стадии
руда измельчается до крупности 65% класса —0,074 мм в шаровых
Рис. 31. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Михайловского ГОКа
1 — бункер; 2 — шаровая мельница 4,0 х 5,0 м, 2 шт.', 3 — односпиралы ый классификатор
3,0 х 12,5, 2 шт.; 4 —двухбарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4П, 10 шт.; 5 — рудно-
галечная мельница 4,5 х 6,0 Л1, 2 шт.; 6 — бутара, 2 шт.; 7—гидроциклон 0 500 мм,
16 шт.; 8 — насос 12-ГРК, рабочее колесо 0 740 мм, 2 шт.; 9 — магнитный дешламатор
0 5 м, 10 шт.; 10 — пасос 8ГРК-8, 4 шт.; 11 — насос 12-ГРК, рабочее колесо 0 840 Ли,
12 шт.; 12 —гидроциклон 0 350 мм,' 32 шт.; 13 —пасос грунтовый 5ГРК-8, 3 шт.; 14 —
вакуум-фильтр Ду-68-2,5, 5 шт.; 15— однобарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4ПП,
12 шт.; 16 — трехбарабанный магнитный сепаратор ПБМ-4ПП, 7 шт.
(Приведено количество оборудования на секции). 1
мельницах, работающих в замкнутом цикле с классификаторами.
Во II и III стадиях промпродукт измельчается до крупности 88%
класса —0,074 мм и 98% класса —0,044 мм в рудно-галечных мель-
ницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Обога-
203
щение руды производится по магнитно-флотационной схеме. Магнит-
ной сепарацией обогащаются в пять стадий готовые продукты измель-
чения и продукты разгрузок мельниц II и III стадии измельчения.
Хвосты магнитной сепарации измельчаются до крупности 98% клас-
са —0,074 мм и подвергаются флотации. Магнитно-флотационная
схема обогащения предусматривает получение концентрата с содер-
жанием 64% железа при извлечении 74,7%.
Строительство флотационного отделения для обогащения хвостов
магнитной сепарации планируется после отработки технологии фло-
тации хвостов на опытной секции.
При эксплуатации фабрики по магнитной схеме без флотации
хвостов предусматривается получение концентрата с содержанием
64,5% железа при извлечении 62%. Товарной продукцией комбината
являются окатыши с содержанием 60,14% железа, выпускаемые
окомковательной фабрикой.
Производительность комбината составляет 30 млн. т руды в год,
по окатышам — 12,018 млн. т в год. Первая очередь фабрики
имеет производительность 15 млн. т руды в год и около 6,0 млн. т
в год по концентрату.
РАЙОН ЗАКАВКАЗЬЯ
§ 10.	АЗЕРБАЙДЖАНСКИЙ] ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Азербайджанский горнообогатительный комбинат (АзГОК) рас-
положен на территории Азербайджанской ССР, в районе северных
отрог Шахдагского хребта, на высоте 1800 м над уровнем моря.
Азербайджанский ГОК состоит из карьера, фабрики сухого и мокрого
магнитного обогащения и вспомогательных цехов.
Фабрика сухого магнитного обогащения введена в эксплуатацию
в 1954 г. Начиная с 1967 г., осуществляется постепенный перевод
секций главного корпуса на схему мокрого магнитного обогащения.
Азербайджанский ГОК некоторое время будет работать в условиях
сочетания двух процессов обогащения с выдачей при этом трех гото-
вых продуктов: доменного концентрата, сухого и мокрого агломера-
ционных концентратов, которые отгружаются на Руставский метал-
лургический завод.
Сухое магнитное обогащение руды
В 1969 г. на фабрике переработано 2,41 млн. т руды и выдано
1,43 млн. т концентрата с содержанием железа 53,8% при извле-
чении 81,6%. Технологическая схема фабрики приведена на рис. 32.
Дробление руды осуществляется в три стадии с предварительным
грохочением руды по классу 28 мм перед последней стадией дроб-
ления. Схема дробления позволяет сокращать крупность руды от
1200 мм до 28—0 мм (табл. 69).
Дробленая руда обрабатывается по схеме, включающей одну ста-
дию измельчения и две стадии обогащения. Перед I стадией обога-
204
Показатели работы цикла дробления
Таблица 69
Оборудование
о
S 5*
« -
Q.O
Коэффициент
использо-
вания
I Щековая дробилка 1200Х1500 .м.и
II Дробилка КСД-2100
III Дробилка КМД-1650
Грохот ВГО 1500 X 3000 мм
160
160
60
150
40
12
28
300,0
100,0
28,0
0,7
Руда (северо-запад-
ного участка)
* Дробление I .
fl=69,1Z\
fl=38,5'___________
Руда(северо-6ос-
mочного участка)
Дробление I
fl=30,88
fl = 3Z,3O
Дробление IL
I fl =100,0
I fl = 3O,Z3
Грохочение
+Z8 мм	и	-28 мм
\fl=W,7 
ДроблениеЖ
fl=61,6
fl = W,0
Рис. 32. Техноло-
гическая Схема
обогатительной
фабрики Азербайд-
жанского ГОКа
для Сухого маг-
нитного обогаще-
ния
Грохочение
-IZmm
мм \fl=6Z,0
„	1/3=39,8
Сухая магнитная се-
парация
i \flzZ0,55 J
fl=38,0
fl =30,97
flflZ0,55
) Измельчение 8
‘стержневой мельнице
‘"р оУо ч'енН. е
-8мм\fl=97,55
р-- 31,30
Сухая магнитная
сепарация
1=73,86	~
 fl = 37,3
магнитная
и сепарация
11*35.86
fij53f7____
агломерационный
+8 мм fl=1",5
/3=36,0
Сухая
fl=Z5,55 Концентрат
Хонцентрат доменный
fl=15,9
fl =13,0
fl=zz,65
fl=Z1,Z7{
fl=39,0 t—
' Промпродукт
Мосты
fl=38,59
' ^fl=18,13
ХВосты общие
205
щения руда подвергается грохочению по классу 12 мм. Надрешетный
продукт (класс -Д-12 мм) обогащается на барабанных электромагнит-
ных сепараторах. Производительность сепаратора 30 т!ч. В I стадии
Руда.
Дробление I
т
Гаохочен ие
Дро^лениеГГ
I
Грохочение
Г”
ДроблениеШ
♦	____У
Г рохоч'ение
^25-3 мм
Сухая магнитная сепарация
3-0мм
V-1S.0
Перечистка. д

Измельчение I	К6осты
Г
Классификация дз f
. Мокрая магнитная сепарация
й'Г
Мокрая магнитная сепарация >	’
Мокрая магнитная сепарация
5=8,3
0=23,4
Обезвоживание
\5=50.6
10=60,0
Фильтрация
1 5=2,0
10=15,1
Обезвоживание
г.
Кониентрат
5=0,2
0=16,9
5=8,i 1
/3=23,51-
Д 6осты
5=24,6
0 = 13,6
Рис. 33. Проектная схема обогатительной фабрики Азер-
байджанского ГОКа
обогащения сбрасывается 15% хвостов и выделяется 25% доменного
концентрата с содержанием железа 54,7% и промпродукт. Промпро-
дукт совместно с подрешетным продуктом грохотов подвергается су-
хому измельчению до крупности 8—0 мм в стержневых мельницах,
206
работающих в замкнутом цикле с грохотами. Готовый продукт из-
мельчения обогащается на ленточных электромагнитных сепарато-
рах в два приема с перечисткой магнитного продукта. Производи-
тельность ленточного сепаратора 30 т/ч. До II стадии обогащения
сбрасывается 22% хвостов и выделяется 35% концентрата с содер-
жанием 53,7% железа.
Сухое и мокрое магнитное обогащение руд
Проектная технологическая схема фабрики приведена на рис. 33.
Схема обработки руды предусматривает три стадии дробления до
крупности 25—0 мм с предварительным грохочением перед II и III
стадиями, измельчение дробленой руды в одну стадию до крупности
65% класса —0,074 мм и две стадии обогащения руды. В I стадии
руда обогащается сухой магнитной сепарацией с выделением от-
вальных хвостов и промпродукта. Во II стадии промпродукт обога-
щается мокрой магнитной сепарацией с выделением хвостов и гото-
вого концентрата с содержанием 60% железа при извлечении 80,4%
(по проекту).
Ввод секций мокрого обогащения руды осуществляется постепен-
но. Пуско-наладочные работы проведены на рудном материале, от-
личавшемся от проектного, так как из него выведен богатый мате-
риал в виде доменного концентрата. Производительность шаровой
мельницы размером 3,2 X 3,1 м, работающей в замкнутом цикле
с классификатором, составляла 50 т/ч при крупности измельчения
65% класса —0,074 мм. Оптимальная плотность сливов мельницы
и классификатора равна 70 и 33% твердого при циркуляционной на-
грузке 235%. Мельница загружается шарами диаметром 110, 100, 90
и 80 мм. Шаровая нагрузка составляет 47 т. Удельная производи-
тельность мельницы 1,42 т/м3 • ч, по классу —0,074 мм.
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содер-
жанием 64,2% железа при извлечении 86,9%.
Фильтрация концентрата осуществляется на барабанных вакуум-
фильтрах при вакууме на фильтре 0,4 атм. Содержание твердого
в питании 55—65% и скорость вращения барабана 0,5 об/мин. Удель-
ная производительность фильтра 0,5 т/м2 • ч при содержании влаги
в кеке 8,8—9,2%.
СЕВЕРО-ЗАПАДНЫЙ РАЙОН
§ 11.	ОЛЕНЕГОРСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Технология обработки руды
Оленегорский горнообогатительный комбинат (ОГОК) находится
на северо-западе Союза в Мурманской области. Комбинат введен
в эксплуатацию в 1955 г. для обработки смешанной магнетито-гема-
титовой руды и состоит из карьера, дробильно-обогатительной фаб-
рики с цехом сушки и вспомогательных цехов. Комбинат является
207;
Руда
[=100,0 \
[3 = 31,9 |
6=100,0Q Измельчение!
_______. | [=199,5
[3 =36,6
Классификация
\ 3= 126,5 v
\[3 = 39,8 ч_____VKSbL
^Измельчение
Магнитная Репарация
[3=9,3
К =7,5
/3 = 99,0
Магнитная сепарация
[=50,6
[3=19,9.,
[=75,9
[3=53,3
Классификация
ti\[=93,9
[3 = 99,9
(5] [=32,0
[3=58, в
[=39,5
[3=56,9
Сгущение
V \[=97,7
->	[3 =20,0
Отсадка.
[=1,9
/3=9,8
Магнитная сепарация
[=30,1
[3 = 7,6
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
Г	[=32,9 I
н ”	/3=65,2\\
[=7,5	Т
\[3=&,5	I
Сгущение
. [=5,0
[3=32,9	[3=2Z,5
[=39,87
/3=69,3^----”-----
ОКезвоживание
[--90,1	^0[7
[3=69,3	[3=37,Оз
8=82,2}
Сушка
f
Концентрат
Классификация
[=3,9	\[=6,0
[3=30,0	[3= 38,9
- Лущение
I [=3,3	У=0,3
lj3=38,9	j/3 =28,0
Концентрация
на ст,олах
,[=3,3	^=9,9
'[5 = 59,9	у [3=10,0
[=59,9
[3=9,3
8 = 17,8 "
ХВосты
Рис. 34. Технологическая схема обогатительной фаб-
рики Оленегорского ГОКа
208
единственным в СССР, который перерабатывает смешанную магнети-
то-гематитовую руду по технологической схеме, обеспечивающей ком-
плексное использование магнетита и гематита.
Технологическая схема и схема-цепи аппаратов фабрики приве-
дены на рис. 34, 35. Дробильный комплекс включает два отделения,
одно с трехстадиальной и второе с четырехстадиальной схемами дроб-
ления. По трехстадиальной схеме в Г и II стадиях работают две
Рис. 35. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Оленегорского ГОКа:
1 — бункер; 2 — шнековая дробилка 1,5 х 2,1 м, 3 шт.; 3 —дробилка КСД-2200, 3 шт.;
4 — дробилка КСД-2200, 2 шт.; 6 — грохот ГР-1,5 X 3 Л1, 4 шт.; в —дробилка КМД-2200,
8 шт.; 7 — стержневая мельница 2,7 х 3,6 м, 1 шт.; 8 —двухспиральный классификатор
0 2,4 м, 1 шт.; 9 — шаровая мельница 2,7 X 44 м, 1 шт.; 10 — насос; 11 — магнитный сепа-
ратор 209ПЦПП-СЭ; 12 — дуговой грохот, 1 шт.; 13 — магнитный сепаратор; 14 — магпит-
ный сепаратор 209ВП-СЭ, 1 шт.; 16—гидроциклон 0 350л«л«, 10 шт.; 16 — отсадочная ма-
шина 48-ОТ, 6 шт.; 17 —гидроциклон 0 500 м, 1 шт.; 18 — конусный сепаратор; 19 —
грейферный кран, 3 шт.; 20 — склад; 21 — сушильный барабан 2,8 X 14 лг, 22 — барабан-
ный циклон; 23 — прутковый золоуловитель; 24 — пенник
(Приведено количество оборудования на секции)
параллельные линии: две щековые дробилки размером 1,5 X 2,1 м
(щель 200—250 мм) и три конусные дробилки КСД-2200Б. В III
стадии работают четыре короткоконусные дробилки КМД-2200-400
с предварительным грохочением на двухситных грохотах ГР-1500 X
X 3000 мм с отверстиями сит 60 и 25 мм. Производительность отде-
ления дробления 600 т/ч при работе одной нитки и 1000 т/ч при рабо-
те двух ниток. Крупность исходной руды 1500—0 мм. В руде содер-
жится значительное количество «негабаритов» (3—5%). Крупность
дробленой руды в I стадии 500—0 мм, во II стадии — 200—0 мм,
в III стадии — 25—0 мм. По четырехстадиальной схеме работают:
в I стадии — щековая дробилка 1,5 X 2,1 м, во II стадии — конус-
ная дробилка КСД-2200, в III стадии — две конусные дробилки
14 Заказ 478	'	209
КСД-2200, в IV стадии — четыре короткоконусные дробилки
КМД-2200-400. Производительность отделения дробления равна
800 т!ч. Крупность дробленой руды в I стадии 500—0 мм', во II
стадии —250—0 мм, в III стадии —150 мм, в IV стадии —25—0 мм
(10—14% класса +25 мм). Производительность участка дробления
1800 т!ч.
Обогатительная фабрика состоит из семи секций. Производитель-
ность секции 178,6 т]ч. Дуда перерабатывается по магнитно-гравита- '
ционной схеме с двумя стадиями измельчения^ Первая стадия измель-
чения осуществляется в стержневой мельнице 2,7 X 3,6 м до круп-
ности 16% класса —0,074 мм или 5% класса +3 мм, которая рабо-
тает в полузамкнутом цикле со спиральным классификатором 2,0 X
X 8,4 м.
Вторая стадия осуществляется в шаровой мельнице 2,7 X 4,4 м,
работающей в замкнутом цикле с классификатором, магнитными се-
параторами и дуговыми грохотами. Разгрузка стержневой мельницы
подается в спиральный классификатор для снижения крупности
руды, поступающей на основную магнитную сепарацию, с 3—0 мм
до 1 — 0 и 0,5—0 мм, что устранило забивку крупным материалом обо-
гатительных машин и способствовало более полному раскрытию ми1
нералов. В цикл измельчения II стадии введены магнитная сепара-
ция для вывода из разгрузки шаровой мельницы немагнитного про-
дукта и дуговые грохота для контроля крупности конечного продукта
измельчения II стадии по классу 0,6 мм.
Обогащение руды осуществляется по магнитной и гравитационной
ветвям. На магнетитовой ветви магнитной сепарацией обогаща-
ются:
слив спирального классификатора I стадии измельчения круп-
ностью 38% класса —0,074 мм или 17% класса +0,42 мм, и раз-
грузка шаровой мельницы крупностью 15% класса —0,074 мм
или 6% класса +0,85 мм из которых на магнитных сепараторах
выделяются 67,4% немагнитного продукта, направляемого на отсад-
ку, и черновой концентрат, поступающий на дуговые грохота с отвер-
стиями сит 0,6—0,8 мм-,
нижний продукт дуговых грохотов крупностью 31 % класса
—0,074 мм или 2% класса + 0,42 мм, из которого на сепараторах
209ПЦПП-СЭ, работающих с перечисткой магнитного продукта,
выделяются 32% готового магнетитового концентрата с содержанием
63,4% железа при извлечении 64,6% и немагнитный продукт, по-
ступающий после предварительного сгущения на гидроциклонах
диаметром 500 мм на измельчение во II стадию.
На гравитационной ветви материал обогащается отсадкой и на
конусных сепараторах. Немагнитный продукт основной магнитной
сепарации после предварительного сгущения в гидроциклонах по-
ступает на отсадочные машины 48-ОТ,где выделяются 4% готового
концентрата с содержанием 62% железа при извлечении 8,3% (круп-
ность — 11% класса —0,074 мм или 3% класса + 0,6 мм), 34% от-
вальных хвостов, содержащих 11,5% железа, и 9,4% промпродукта
210’
с содержанием 35% железа. Промпродукт отсадки направляется на
дуговые грохота.
Верхний продукт грохота поступает в спиральный классификатор
и на доизмельчение в шаровую мельницу, нижний продукт, после
предварительного сгущения в гидроциклонах, обогащается на ко-
нусных сепараторах, где выделяются 3,3% концентрата с содержа-
нием 59,9% железа при извлечении 6,3% (крупность 6,8% класса
—0,074 мм) и 2,4% отвальных хвостов с содержанием железа 10%.
Общий магнетито-гематитовый концентрат (Fe—64,5%) круп-
ностью 23—27% класса —0,074 мм или 6—10% класса +0,3 мм на-
сосами закачивается в отстойники склада обезвоживания. Склад
имеет четыре отстойника. Каждый отстойник представляет собой же-
лезобетонную коробку размером 19,2 X 11,5 X 8,5 м и имеет слив-
ной порог, через который осветленная вода направляется в хвостО-
провод. В сбрасываемой воде содержится 1—2 г/л твердого, содер-
жащего 30% железа. После обезвоживания на складе концентрат
с содержанием влаги 7—10% подается в цех сушки. В зимний период
концентрат сушится в сушильных барабанах 2,8 X 14 м, работаю-
щих на мазуте, до содержания 0,7% влаги, а в летний период до со-
держания 3% влаги.
Ритмичная работа фабрики и рудника обеспечивается открытым
промежуточным складом дробленой руды емкостью 56 тыс. т и бун-
керами дробленой руды емкостью 14,5 тыс. т.
Опыт совершенствования техники и технологии
В период эксплуатации фабрики в технологическую схему вве-
дены следующие дополнительные операции:
обезвоживание промпродуктов отсадочных машин в гидроцикло-
нах диаметром 350 мм и промпродукта магнитной перечистки в гидро-
циклонах диаметром 500 мм;
классификация чернового магнитного концентрата и промпродук-
тов отсадочных машинна дуговых грохотах с последующим доизмель-
чением надрешетных продуктов в шаровой мельнице.
Внедрение этих операций повысило содержание железа в кон-
центрате на 1,2%.
На фабрике модернизировано старое и внедрено новое оборудо-
вание. На дробильном участке I и II линии заменены две дробилки
КСД-2100 на КСД-2200 и четыре дробилки КМД-2100 на КМД-2200.
Внедрение более совершенных дробилок позволило снизить содержа-
ние класса +25лш. в дробленой руде от 20 до 14%. На участке обо-
гащения увеличена скорость вращения стержневых мельниц на I и II
секциях от 14,5 до 15,6 об/мин, что увеличило производительность
мельниц на 2,7 т/ч. Повышена производительность секций и улуч-
шены показатели измельчения руды за счет:
удлинения барабанов шаровых мельниц размером 2,7 X 3,6 м
на 800 мм;
14*
211
увеличения скорости вращения стержневой мельницы от 60,5 до 
80% критической.	а
Исследования показали, что удлинение барабана шаровой мель- а
ницы и увеличение скорости вращения стержневой мельницы новы- 
шают производительность секции на 4—5%. На фабрике внедрены '•
вулканизация транспортерных лент, корундирование быстроизнаши- :
вающихся деталей обогатительного оборудования (насосов 6П-7,
20ГР-8). Колена хвостопровода, наиболее подверженные износу, ;
изготовляются литыми из легированного чугуна, что увеличивает i
срок их службы.
Прямоточные сепараторы 167А-СЭ заменены противоточными •
сепараторами 209П-СЭ и сепараторами с регулируемой циркуляцией ,
концентрата 209ПЦПП-СЭ. В результате внедрения сепараторов I
209ПЦПП-СЭ исключены две операции перечистки магнитного про- |
дукта. Перечистка магнитного продукта осуществляется непосред- |
ственно в сепараторе 209ПЦПП-СЭ за счет его циркуляции. 1
Концентрационные столы СС-2 и ЯСК-11 заменены конусными 5
сепараторами.
Для улучшения процесса обезвоживания и сушки концентрата
.внедрены следующие мероприятия:
грейферные краны грузоподъемностью 20 т заменены более мощ- ,
ними кранами грузоподъемностью 30 т;	<
вместо скрубберов применены «пенники» — эффективные и про-
стые в изготовлении аппараты;
организовано улавливание в отстойнике рудных минералов из;
очистных вод цеха сушки, что ежегодно дает дополнительно 80 тыс. т
концентрата с содержанием 68—70% железа;
топки сушильных барабанов переведены на жидкое топливо (ма-
зут), что позволило увеличить производительность и стабилизиро-
вать содержание влаги в концентрате.
Решен вопрос профилактики от смерзаемости концентрата в ва-
гонах. При обрызгивании вагонов смесью , состоящей из мазута (70%)
и керосина (30%), подогретой до 50° С, примерзание концентрата
к внутренней поверхности вагонов прекратилось. Разработана и внед-
рена конструкция установки для очистки вагонов от снега, основан-
ная на использовании реактивного двигателя типа ВК-1А.
На фабрике применяется автоматизация технологического про-
цесса. Внедрено централизованное дистанционное управление дро-
бильным отделением. В цикле измельчения внедрена схема автома-
тической подачи руды в I стадию. Автоматизация этого процесса
выполнена по принципу стабилизации подаваемой в стержневую мель-
ницу руды (по весу) перемещением отсекающего ножа на тарельча-
том питателе, которое осуществляется исполнительным механизмом
МЭК-100. Автоматическая схема повысила производительность труда
на 2% и стабилизировала технологические показатели измельчения.
Внедрена автоматическая схема теплового режима сушильных
барабанов. Для загрузки стержней-в мельницу используется автомат-
загрузчик АЗС-1, что сокращает время простоя мельницы в 4—6 раз.
212
Внедрены магнитные сепараторы 209ВП-СЭ для обогащения слива
классификатора и разгрузки шаровой мельницы. При равных тех-
нологических показателях один сепаратор 209ВП-СЭ заменяет шесть
сепараторов 26-СБ.
Разработана схема дистанционного управления конвейером, по-
дающим сухой концентрат в погрузочный бункер. Уровень запол-
нения бункера контролируется датчиком.
Основные направления дальнейшего совершенствования технологии
переработки руды
На фабрике в промышленных условиях проведены исследователь-
ские работы для выявления путей совершенствования процесса обо-,
гащения. Промышленные испытания винтовых сепараторов диаме-
тром 560 мм показали возможность их применения вместо отсадочных
машин и концентрационных столов, при этом содержание железа
в отвальных хвостах может быть снижено от 10,3 до 7—8%. Разде-
ление на винтовых сепараторах магнитных продуктов фабрики по-
зволяет получать без предварительного их доизмельчения богатые
крупнозернистые магнетитовые концентраты с содержанием 68—70%
железа и 2—3% кремнезема при выходе 20% от исходной руды
[70]. Для получения суперконцентратов с содержанием 68—70%
железа Оленегорским ГОКом совместно с Кольским филиалом
АН СССР применен процесс обратной флотации магнетитовых кон-
центратов й магнитном поле, позволяющий получить магнетитовые
концентраты, особенно чистые по примеси кремнезема [71].
На барабанных фильтр-сепараторах из немагнитного продукта
основной магнитной сепарации выделены хвосты с содержанием 2—
3% железа при выходе 55—60% и черновой концентрат с содержа-
нием 32% железа.
По гравитационно-магнитной схеме обогащения, включающей обо-
гащение руды крупностью 30% класса —0,074 мм на винтовых сепа-
раторах, выделены 36% отвальных хвостов и 24% концентрата с со-
держанием 66% железа.
Расширение обогатительной фабрики
Мощность обогатительной фабрики по руде увеличена от 10,5
до 13,5 млн. т руды в год за счет ввода в эксплуатацию двух обога-
тительных секций и расширения корпуса сушки (устанавливаются
три сушильных барабана).
На секциях дробленая руда крупностью 25—0 мм измельчается
в две стадии: в первой стадии до крупности 2—0 мм, во второй стадии
до крупности 30% класса —0,074 мм и подвергается магнитной се-
парации. Магнитный продукт классифицируется на дуговых грохо-
тах. Верхний продукт грохотов возвращается в цикл измельчения.
213
Нижний продукт подвергается магнитной сепарации в три приема
с выделением готового магнитного концентрата. Немагнитный про-
дукт обогащается на винтовых сепараторах с предварительным обес-
шламливанием в гидроциклонах. На новых секциях проектом пред-
усмотрено получение концентрата с содержанием 63,1% железа при
извлечении 83,3%. Производительность секции 190 т/ч по сырой ру-
де. За счет совершенствования технологического процесса качество
концентрата увеличено до 64,3% железа.
Основное технологическое оборудование обогатительной секции
приведено ниже.
Оборудование	Коли-
чество
Стержневая мельница 2,7 х 3,6 м..................... 1
Шаровая мельница 2,7x4,4 м ......................... 1
Двухспиральный классификатор диаметром 2 м...........1
Дуговой грохот S = 0,95 ж2 (щель равна 0,6—0,8 мм). . .	3
Магнитный сепаратор 209В-СЭ (основная сепарация) ...	4
Трехбарабанный магнитный сепаратор 209В-П-СЭ (очист-
ная сепарация).....................................  3
Гидроциклон диаметром 350	мм ..................... 26
Двухзаходный винтовой сепаратор диаметром 750 жж
(тип СВ2-750).....................................  96
§ 12.	КОВДОРСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Ковдорский ГОК находится на северо-западе СССР в Мурман-
ской области. Комбинат введен в эксплуатацию в 1962 г. и состоит
из карьера, цехов дробления, обогащения, сушки и вспомогатель-
ных объектов.
Технологическая схема действующей фабрики приведена на
рис. 36. Исходная руда крупностью 1200—0 мм дробится в четыре
стадии: в I стадийна двух щековых дробилках ЩКД-9 (1500 X 2100X
X 180 мм) до крупности 450—0 мм при производительности 500 т/ч,
во II стадии на двух конусных дробилках КРД-900 до крупности
250—0 мм при. выпускной щели 100 мм и производительности дро-
билки 1000 т/ч, в III стадии на двух конусных дробилках КСД-2200
до крупности 70 мм при выпускной щели дробилки 40 мм и произво-
дительности дробилки 500 т/ч, в IV стадии на четырех конусных
дробилках КМД-2200 до крупности 25—0 мм при выпускной щели
дробилки 15 мм и производительности дробилки 250 т/ч. Перед
дроблением производится грохочение руды по классу 20 мм .на че-
тырех вибрационных грохотах 173-ГР размером 1800 X 3600 мм.
Из-за наличия мелочи в питании, дробилки III и IV стадий работают
при увеличенных размерах выпускных щелей. Дробленая руда по-
ступает в бункера корпуса обогащения или на склад емкостью
60 тыс. т.
Обогатительная фабрика имеет шесть секций, работающих по
схеме, включающей одну стадию измельчения и две стадии обогаще-
214	
ния. Производительность секции 116 т/ч по руде, 50 m/ч по концент-
рату.
В I стадии методом сухой магнитной сепарации из руды круп-
ностью 25—0 мм на электромагнитных барабанных сепараторах:
Руда.
Дробление I
Дробление!,
f
ДроблениеШ
г •
Грохочение
Дробление Л
* ____________________!’
у
С кладирование
• п	\Т-100,0 /3 = 30,0
Сухая магнитная сепарация
------------------—------------с—з----1 /= 22,0
Q Измельчение	Ift-^C
—-----*4	ХВосты coxae
Классификация	3
Moll рая магнитная сепарация
С
1
г ишение
*	I
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
Ji	j----	3
J	j- т
I Обезвоживание
------Z1 I
С кладирование
Сгущение  Сушка
Магнитная сепарация^ j .......
Газоочистка
1
Газоочистка
if-35.6
/3=5,0 ,
ХВосты
мокрые
1=W,2
/3=63,0
6=86,5
Концентрат
1=0,2
ft =620
Потери
Рис. 36. Технологическая схема обогатительной фабрики
Ковдорского ГОКа
171-СЭ выделяется 22% хвостов при напряженности магнитного поля
700 а и повышается содержание железа в промпродукте на 7%.
Производительность сепаратора равна 30 т!ч. Промпродукт измель-
чается до крупности 47% класса —0,074 мм в шаровой мельнице
215
3,6 X 4,0 м с разгрузкой через решетку, работающей в замкнутом
цикле с двухспиральным классификатором диаметром 2,4 м с погру-
женными спиралями. Эффективность классификации составляет 40%.
Удельная производительность мельницы по классу —0,074 мм равна
1,0—1,2 т/м8 • ч. Производительность мельницы по руде равна
116 т/ч. Содержание твердого в сливах мельницы и классификатора
75 и 35—45%. Циркуляционная нагрузка 250%. Мельница догру-
жается шарами диаметром 80—100 мм. Вес шаровой нагрузки 75 т.
Во II стадии слив классификатора обогащается на трехбарабан-
ных сепараторах 209В-СЭ и 209В-ПП-СЭ, работающих с двумя
перечистками магнитного продукта. Углы наклона магнитов на
первом, втором и третьем приемах равны 20, 20, 15°. Производитель-
ность трехбарабанного сепаратора достигает 50 т/ч при содер-
жании твердого в питании 35—45 % . Во II стадии обогащения уда-
ляется 36% хвостов и повышается содержание железа в промпро-
дукте на 10%.
Обезвоживание концентрата осуществляется на дисковых вакуум-
фильтрах' Ду-68-2,5.
Сушка концентрата производится в трех сушильных барабанах
3,5 X 27 м, работающих на мазуте. Производительность сушильного
барабана равна 100 т/ч при содержании влаги в сухом концентрате
1,5%.
Опыт совершенствования техники и технологии
На фабрике выполнен ряд мероприятий, направленных на повы-
шение показателей обогащения. Улучшен процесс сухой магнитной
сепарации благодаря увеличению скорости вращения барабанов с 26
до 40 об/мин. При быстроходном режиме работы сепараторов по-
вышается выход хвостов с 17 до 23%, а также уменьшается влияние
на результаты сепарации повышенного содержания мелочи (—5 мм)
и влаги в руде. Содержание железа в хвостах снизилось с 7,8 до 5,9%.
При этом содержание класса 1—0 мм в хвостах увеличивается с 15
до 45% при снижении в нем содержания железа с 10,6 до 6,9%.
Важным фактором, повышающим качество концентрата, является
снижение крупности измельчения. В цикле измельчения не произ-
водится размагничивания материала перед подачей его в классифика-
тор, что снижает эффективность классификации и ухудшает резуль-
таты всего цикла измельчения. Необходимо разработать аппараты
для размагничивания крупнокусковой сухой руды.
Из продуктов разгрузки мельницы магнитной сепарацией может
быть выделено 25% хвостов с содержанием 5% железа. Это мероприя-
тие позволяет, увеличить производительность, мельницы или умень-
шить крупностр измельчения руды и улучшить качество концентрата.
На фабрике полностью произведена замена магнитных сепараторов
167А-СЭ на высокопроизводительные сепараторы 209В-СЭ и
209ВПП-СЭ, что улучшило показатели обогащения. По проектной
схеме обезвоживания концентрат направлялся в классификатор,
пески которого дренировались на складе, а слив после' сгущений
216
в магнитных конусах поступал на барабанные вакуум-фильтры.
Вследствие низкого качества изготовления барабанных фильтров
(Б20-2,6/2,6), неудовлетворительной работы фильтратных насосов
(4К-12), плохого сгущения материала в конусах этот узел фильтра-
ции не был освоен. Отделение фильтрации реконструировано
Рцда.
I 1=700,0
\/3=29,5
\& = 700,0
Сухая магнитная сепарация
if--76,0
^=35,7
> Измельчение I
"7=^71
/3=7,331
Сухие хвосты
Фильтрация
Сгущение
Мокрая магнитная сепарация
Урб/З	1=73,0\
\/5--67,2	/3=5,2 L
Магнитная сепарация
1=3.0	1
"Р=о,6 I/
Классификация 60°/,-0,076мы
1=57,8
/3 = 97,69
пение! б^иинитпаясепарация
1=0,3
/3=70,0
Измерь-
Магнитная сепарация
~	1=8,0 \
1=66,3
/3 = 02,8
1 = 65,3
-/3 = 60,5
1=12,53
/3 = 5,92
Магнитная сепарация н п-
\	.... ^=’72,0
|д--т
U-- чОр?
Складирование
1=90,97
/3=63,5
£=67,16
Магнитная сепарация
1=63,0
/5 = 62,6
С ушка. в дренам
	\5=6,96
1-35,57	1/3=63,6
ft 55,5 Газоочистка I
-----------------------11=7,2
[ft=62,9
1=2,3
/3=27,3
^=63,5
сазоочистка Л
1=0,9
/3=62,9
1=0,3
/3=63,5
Магнитная сепарация
1= 07/7	'
/3 = 63,0
3'=7,53
/3=39,9
Обесшламливание
VT=0,9
т 1/3=62,9
Фильтрация
1
_________
Потери с газом
8=7,19
'£--36,5?.
1=37,83':/5=6,0'
Хвосты мокрые Концентрат
Рис. 37. Технологическая Схема расширения обогатительной фабрики Ковдор-
ского ГОКа
с установкой дисковых фильтров Ду-68-2,5. Для стабилизации ра-
боты дисковых фильтров были проведены следующие мероприятия:
механические мешалки заменены воздушными, реконструирован при-
вод вращения дисков и установлено постоянное число оборо-
тов — 0,7 в минуту, подведен воздух для регенерации фильтроткани.
Улучшена работа сушильных барабанов: реконструирована за-
грузочная течка, расширена разгрузочная камера сушильного бара-
бана, удалены насадки, реконструированы топки. Для сгущения
скрубберной воды установлен дешламатор диаметром 5 м, что снизило
217
содержание железа в хвостах на 0,5%. Большие трудности испыты-
вает комбинат из-за зависания и смерзаемости руды в бункерах и теч-
ках дробильного и главного корпусов в зимний период, из-за чего I
коэффициент использования мельниц снижается до 85%. Эффектив- ’
ных мер борьбы со смерзаемостыо и зависанием руды пока не найдено.
На участке обогащения автоматизирована загрузка мельниц 1
рудой, смонтирована схема централизованного запуска агрегатов. ‘
Дробленая руда.
Рис. 38. Схема цепи аппара-
тов расширения обогатитель-
ной фабрики Ковдорского
ЬГОКа:
1	— сепаратор электромагнитный
0 900 мм, 26 шт.; 2 — стержне-
вая мельница 3200 X 45 000
2	шт.; 3 — гидроциклон 0 750 м,
12 шт.; 4 — сепаратор магнитный
двухбарабанный 209В-СЭ, 8 шт.;
S — шаровая мельница 3,6’х 4,0 м,'
6 шт.; в — размагничивающий ап-
парат 0 200 ли», 4 шт.; .7 — сепа-
ратор магнитный барабанный
209ВП-СЭ, 4 шт.; 8 — насос; 9 —
сепаратор магнитный трекбарабап-
ный 209ВПП-СЭ; 10 — гидросепа-
ратор 0 5 м, 2 шт.; 11 — сепаратор
магнитный однобарабаниый
209ВПП-СЭ, 2 шт.; 12 — дисковый
вакуум-фильтр Ду-18, 2 шт.
(Приведено количество оборудо-
вания иа фабрике)
» Хвосты
Технологические насосы работают в автоматическом режиме на
поплавковых реле. На участке дробления внедрен централизован-
ный запуск оборудования. Для контроля наличия руды на ленте
конвейера разработан индукционный датчик, для контроля за раз-
грузкой дробилок внедрены датчики типа СНР-1013. Внедрена схема
термозащиты основных аппаратов (дробилок, мельниц и др.) на
базе аппаратуры типа АГ-229 с термодатчиками ТДП-80. Для
контроля уровня заполнения погрузочных бункеров используются
радиоактивные датчики. Устойчиво работает схема фиксации вагонов
на железнодорожных весах.
218
Расширение обогатительной фабрики
Мощность фабрики увеличивается до 8 млн. т руды в год благо-
даря вводу в строй двух секций. Технологическая схема и схема цепи
аппаратов секций приведены на рис. 37, 38.
Измельчение промпродукта сухой магнитной сепарации осуще-
ствляется в две стадии. В I стадии промпродукт измельчается до
крупности 3—0 мм в стержневых мельницах, во II стадии до 60% клас- -
са —0,074 мм в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле
с гидроциклонами. Обогащение руды производится в четыре стадии.
В I стадии обогащается дробленая руда (25—0 мм) сухой магнитной
сепарацией, во II стадии обогащается разгрузка стержневых мель-
ниц мокрой магнитной сепарацией. Магнитные сепараторы III ста-
дии работают в замкнутом цикле с шаровыми мельницами и гидро-
циклонами, слив которых направляется в четвертую стадию обога-
щения. Обезвоживание концентрата осуществляется на дисковых
вакуум-фильтрах.
В проекте приняты: концентрат с содержанием 64% железа, из- -
влечение железа 86,5%, нагрузка на стержневую мельницу 124 т[ч,-
удельная производительность шаровой мельницы по классу
—0,074 мм 1,14 пг/.м3 • ч.
Глава IV
ОБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ УРАЛА, КАЗАХСТАНА
И СИБИРИ
УРАЛ
§ 1.	КАЧКАНАРСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Первая очередь обогатителъной^фабрики
Качканарский горнообогатительный комбинат расположен на
Урале в Свердловской области. Комбинат введен в эксплуатацию
в 1963 г. и состоит из карьера, дробильно-обогатительной, агломе-
рационной фабрик и вспомогательных цехов. Производительность
комбината по руде в 1968 г. составила 14,86 млн. т в год. В 1970 г.
полностью завершено строительство комбината проектной мощностью
33 млн. т сырой руды в год, 2,71 млн. т агломерата и 2,785 млн. т
окатышей с содержанием 60,5 % железа. Намечается расширение ком-
бината до 45 млн. т в год по сырой руде, 7,5 млн. т в год агломерата
и окатышей с содержанием 60% железа и высоким содержанием пя-
тиокиси ванадия [72].
Технологическая схема обработки руды на действующей фабрике
первой очереди приведена на рис. 39.
219
Руда
Дробление I
Дробление!
Грохрчение
Дробление Ж
Г р ох/гч е н и е
ДроблениеЖ ,,
♦ - i
Г р о х оч ен и е
1=25,0
fl=17,5 ^-25+15мм ~~	М5ыомн^=21
Сухая магнитная сепарация	СухаЯMU'
1=/,8^7/^^Ш^
JJ “/Qjv
1=100-,fl=17,1
-/рмм\ 1=55,0
сепарация fi^gj
1=97,0;А=17,44'Измельчение I
Г вахппние
~~\+2мм
.?мМ г pox оч'ение
?	Z ММ г—
Мокрая магнитная сепарация
__ОУ. Л-7 ?	1 Л : //? п
4^o
J3=7,3,.
Щебенка.
fl ZdU. О . VAr .. "	' I V 1
Магнитная сепарация 1=8,1)fl=7,3	\fl = 10,0
^’8}	”	Перечисгдка хвостов
 3= 37.2ч	—*-----------------------
5=39,3 ;p=36,z1-
Из мель чение П (j ^8,1 > fl 50,3
1=157,3 магнитная сепарация
fl=53)2^----—-ь-а-| р =/о,8
Магнитная сепарация	- - -
1=155,9	? • л_- с ?
fl-53,5 1=156,5 перечистка ’хвостов
1	fl ~ tpjfj	™м*и|™Jj ~/fu
fl=8,6
'1=62,7
fl = 7,1
------ —| *  -------------:---------------
ll Размагничивание----------‘
Классификация
11=133,8	}
 *—V3-83,9	Классификация .
' <1=50,1	I a = 49 6
-----------4=53,3 „	V
3 Магнитная сепарация 1=в,8
fl =5^	j 73 = 9,9
1=18,1 Магнитная сепарация
fl=51,5 IT
Магнитная сепарация
1=!7,9\fl--6Z,0	1=02^-__r
Размагничивание	a: g	i
Классификация
77=0,7
fl = 13,3
'_ 	,	С г у сцен и е
—
Фильтрация
у..(ленточныефильтры)
fl4o,7
V ильтрация
7дисковые фильтры') $-.821
-^1=7,16
jl=17,9;fl = 52,0 ;&=64,9	fi = S4,0	6 7
Концентрат	Хвосты
Рис. 39. Технологическая Схема обогатительной фабрики Качканарского ГОКа

4=7,16
fl = 64,0
Дробление руды производится в четыре стадии. В I стадии уста-
новлены конусные дробилки 1500/300. Перед III и IV стадиями осу-
ществляется грохочение руды по классам 60 и 20 мм. Угол наклона'
грохотов увеличен с 17 до 25°, что устранило их забивку. Соотноше-
ние числа дробилок в I и II стадиях равно 1 : 4, а в III и IV стадиях
1 : 2. Схема дробления позволяет сократить крупность руды с 1500
до 25—0 мм (5—7% класса Д-25 мм). В дробленой руде содержится
до 50—60 % мелкого класса 6—0 мм.
Характеристика работы цикла дробления приведена в табл. 70.
Таблица 70
Характеристика работы цикла дробления
Стадия	Оборудование	Производитель- ность, т/ч	Выпускная щель, мм	Крупность руды, мм	Коэффициент использова- ния обору- дования
I	Дробилка ККД-1500/300	4000	250			0,86
II	Дробилка КР Д-900	1000	100	—	—
III	Дробилка КСД-2200	700	30	65—0	0,75
	Грохот 1,5 X 3 м	—	60	—	—
IV	Дробилка КМД-2200	350	8—10	25-0	0,75
	Грохот 1,5 X 3 м	—	16—18	—	—
Обогащение руды производится в четыре стадии. Дробленая руда
на двухситных грохотах разделяется на классы Д-15 мм, —15 Д-
-|- 10 мм и —10 мм. В I стадии первые два класса обогащаются ме-
тодом сухой магнитной сепарации на трехбарабанных электромагнит-
ных сепараторах 168-СЭ, работающих с перечисткой хвостов. Ско-
рость вращения верхних барабанов 25 об/мин, а нижних —
20 об/мин. Промпродукт сухой магнитной сепарации совместно
с классом —10 мм направляется на измельчение и мокрую магнитную
сепарацию, а хвосты являются товарной продукцией (строительной
щебенкой).
Первая очередь обогатительной фабрики состоит из 15 секций,
которые эксплуатируются по схеме, включающей две стадии измель-
чения и три стадии мокрой магнитной сепарации. Производитель-
ность секции равна 145 т/ч по руде или 22 т/ч по концентрату.
Схема измельчения обеспечивает конечную крупность помола
70—85% класса —0,074 мм. Соотношение объемов мельниц в I и
II стадиях равно 1 : 1,0. Объем мельницы в I стадии каждой секции
равен 32 ж3-. В Lстадии руда измельчается до крупности 1,6—0 мм
в стержневых мельницах (3,2 X 4,5 м) при содержании твердого
в разгрузке мельницы 75—78%. Производительность мельницы
145 т/ч. Стержневые мельницы имеют резерв и могут быть нагруже-
ны до 200 т/ч и более, при этом содержание класса Д-2 мм в разгрузке
221
мельницы увеличивается незначительно. Слив мельницы подвер-
гается грохочению по классу 3 мм, нижний, продукт грохота посту-
пает на магнитную сепарацию.
Особенностью качканарской руды является резкое различие из-
мельчаемости рудных и нерудных минералов. Рудная часть измель-
чается значительно трудней, чем нерудная. В разгрузке стержневой
мельницы содержится свыше 30% класса —0,074 мм.
Магнитной сепарацией в хвосты удаляются тонкие классы, и со-
держание класса —0,074 мм в промпродукте снижается до 10—15%.
Во П стадии промпродукт измельчается в шаровых мельницах
(3,2 X 4,5 м) с разгрузкой через решетку, работающих в замкну-
том цикле с гидроциклонами диаметром 500 мм.
Классификация производится в два приема с контрольной пере-
чисткой слива гидроциклонов первого приема, пески которых на-
правляются в мельницу. Слив гидроциклонов второго приема с
содержанием твердого 20% поступает на обогащение, а пески на-
правляются в зумпф насосов для повторной классификации. Гйдро-
циклоны первого и второго приемов подключены последовательно и
работают от одного насоса.
Содержание твердого в разгрузке шаровых мельниц регулируется
в пределах 67—75%. Циркуляционная нагрузка составляет 300%.
Удельные производительности по классу —0,074 мм стержневых и
шаровых мельниц равны 0,8 и 0,7—1,0 т!мъ • ч. В мельницы до-
гружаются шары диаметром 40 мм. Шаровая нагрузка мельницы 70 т.
Готовые продукты каждой стадии измельчения и разгрузка шаровых
мельниц подвергаются обогащению на магнитных сепараторах с
прямоточными (II и III стадии) и по'лупротивоточными ваннами
(IV стадия) (табл. 71).
В каждой стадии обогащения производятся перечистки магнит-
ного продукта, а во II и III стадии осуществляется также перечистка
Таблица 71
Показатели работы цикла обогащения
Стадия и крупность материала, % класса —0,074 лш	Сепараторы	Производитель- ность, т/ч	Содержание твердого в питании, %	Выход хвостов, %	Прирост желе- за, %
I	Электромагнитные 168-СЭ	80	97	3	2
II 20	Магнитный 209В-СЭ	150	45	60	19
III 25'	Трехбарабанный магнитный 167А-СЭ	60	50	11	13
IV 70—85	Трехбарабанный магнитный 167А-ПП-СЭ	10	20	5	10
222
хвостов. В схеме отсутствует операция обесшламливания материала
перед магнитной сепарацией.
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содер-
жанием железа 62% при извлечении 65%.
Для обезвоживания концентрата применяется. Комбинированная
схема фильтрации: на ленточных и дисковых фильтрах.
Удельные производительности ленточного и дискового фильтров
равны 6 и 0,7 т/м2 • ч при содержании влаги в кеке 10%.
Вторая очередь обогатительной фабрики
Вторая очередь обогатительной фабрики включает 10 обогати-
тельных секций. Производительность второй очереди фабрики со-
ставляет 16,5 млн. т руды в год.
Схема обогащения и проектные технологические показатели,
принятые для второй очереди фабрики, являются аналогичными пер-
вой очереди фабрики. По сравнению с первой очередью на секциях
устанавливается новое оборудование:
противоточные магнитные сепараторы 209ВП-СЭ для обогаще-
ния разгрузок стержневых и шаровых мельниц;
полупротивоточные магнитные сепараторы 209ВПП-СЭ для обо-
гащения слива гидроциклонов;
шаровые мельницы размером 3,6 X 5,0 м для измельчения пром-
продукта I стадии обогащения.
Проектная производительность стержневой мельницы размером
3,2 X 4,5.ж принята 180 т/ч.
Опыт совершенствования техники и технологии
На Качканарском комбинате осуществлена рентабельная перера-
ботка бедных магнетитовых руд. Для получения 1 т концентрата
необходимо переработать 6 т сырой руды, или в 2,5 раза
больше, чем на действующих магнитнообогатительных фабриках
в СССР и за рубежом. Рентабельное использование качканарской
руды достигнуто благодаря комплексному использованию компонен-
тов руды (железо и ванадий), применения высокопроизводительного
оборудования и многостадиальной схемы обогащения с четырехкрат-
ным сбросом хвостов. Титано-магнетит Качканарского месторождения
по сравнению с магнетитами руд других месторождений имеет маг-
нитную восприимчивость в три раза меньшую, обладает высокой
коэрцитивной силой и сохраняет значительную остаточную на-
магниченность.
Для достижения высокой чистоты концентрата требуется много-
кратная перечистка магнитных продуктов и повышенная напряжен-
ность магнитного поля при выделении хвостов [73].
Для улучшения показателей обогащения и фильтрации:
расширен фронт магнитной сепарации во II стадии обогащения,
в результате чего содержание железа в хвостах этой стадии снизи-
лось на 0,4%;
223
в четвертой стадии обогащения содержание железа в хвостах
снижено на 2% благодаря замене прямоточных ванн магнитных сепа-
раторов полупротивоточными;
достигнута равномерная загрузка по ширине барабанов сепара-
торов подачей питания в две точки;
реконструированы ленточные вакуум-фильтры (изменена кон-
струкция вакуумного коллектора, установлены направляющие на
приводной и натяжной барабаны, изменена конструкция ванны);
увеличены диаметры труб фильтратных и вакуумных магистра-
лей ;
дополнительно установлены вакуум-насосы ВН-120 и дисковые
фильтры ДУ-102-2,5.
На Качканарском комбинате проведены испытания опытного про-
мышленного образца барабанного магнитного сепаратора 209А-СЭ
размером 0 900 X 2500 мм с шестиполюсной системой из феррито-
бариевых магнитов и тремя типами ванн: прямоточной, противоточ-
ной и полупротивоточной. Напряженность поля 1200 э. Испытаниями
установлено, что сепараторы 209А-СЭ, 209А-П-СЭ и 209А-ПП-СЭ,
по сравнению с серийными сепараторами 167А-СЭ и 167А-ПП-СЭ
во II, III и IV стадиях обогащения снижают содержание железа в
хвостах на 0,5; 1,2 и 1,5%, и производительность их выше в 1,5—
2,5 раза [74].
Для получения высококачественного концентрата на фабрике
проведены промышленные испытания трехстадиальной схемы измель-
чения с пятью стадиями магнитной сепарации, которая была осу-
ществлена по опыту криворожских ГОКов компоновкой обррудова-
ния двух смежных секций. Испытания показали, что при трехста-
диальном измельчении обеспечиваемся конечная крупность помола
96% класса —0,074 мм. Это позволяет выдавать концентраты проект-
ного качества и более богатые при производительности секций на
15% превышающей проектную.
На дробильной фабрике полностью осуществляется диспетчерс-
кое управление всеми механизмами. Из диспетчерского пункта про-
изводится пуск, управление и остановка дробилок, дистанционное
управление передвижением конвейеров, загружающих бункера, ди-
станционное регулирование скорости пл'астинчатых питателей и дру-
гие операции.
Для контроля температуры подшипников применены электронные
двенадцатиточечные показывающие и сигнализирующие мосты
ЭМДС-26, устанавливаемые в операторских пунктах. Мосты ЭМДС-
26 включены в схему автоматической остановки дробилок при пере-
греве подшипников.
Контроль подпора и завала дробилок осуществляется электрон-
ными датчиками, разработанными на комбинате, и реле типа ИКС-2Н.
Для полного исключения попадания металла в дробилки на кон-
вейерах установлено последовательно два металлоискателя завода
«Севкавэлектроприбор». Контроль завала желобов, воронок, автома-
тическое сохранение рудной подушки под питателями и контроль
224
нижнего уровня руды в бункерах осуществляется радиоактивными
индикаторами уровня, широко применяющимися на комбинате.
Применение автоматизации позволило сократить обслуживающий
персонал (в корпусе крупного дробления работает в смену один опе-
ратор и два машиниста дробилок) и повысило технико-экономичес-
кие показатели.
Управление производственным процессом цеха обогащения цен-
трализованное — из диспетчерского пункта и трех операторских
пунктов. На второй очереди фабрики управление всеми десятью
секциями осуществляется из одного операторского пункта. У опе-
ратора установлен мнемощит, на котором контролируются верхний,
средний и нижний уровни руды в бункере, положение передвиж-
ных загрузочных конвейеров и состояние всех технологических цепо-
чек. На щит КИП оператора вынесены:
сигнализирующие мосты ЭМДС-26 для контроля температуры под-
шипников мельниц и слива масла с них;
приборы контроля и автоматического регулирования плотности
пульпы в шаровых мельницах и сливе гидроциклонов.
Для второй очереди фабрики принята схема автоматизации заг-
рузки рудой стержневой мельницы. Показания конвейерных весов
передаются на сельсин-приемник, встроенный во вторичный диффе-
реициальцо-трансформаторный прибор, который через размножитель
сигналов выдает величину дебаланса, соответствующую отклоне-
нию от задания, на электронные регуляторы руды и воды. При из-
менении подачи руды соответственно изменяется и количество воды,
подаваемой в мельницу, что позволяет поддерживать оптимальную
плотность пульпы в мельнице [75].
§ 2.	МАГНИТОГОРСКАЯ ОБОГАТИТЕЛЬНАЯ ФАБРИКА
Обогатительная фабрика для обработки бедных сульфидных руд
(ДОФ-5) введена в эксплуатацию в 1965 г. Проектная производи-
тельность составляет 4,5 млн. т руды в год.
Технологическая схема фабрики приведена на рис. 40.
Дробление исходной руды крупностью 1200—0 мм осуществля-
ется в четыре стадии до конечной крупности 8—0 мм.
В I стадии руда дробится до крупности 350—0 мм в щековой дро-
билке 1,5 X 2,1 м при щели 250 мм и производительности дробилки
800 т/ч. Во II стадии работают конусные дробилки КСД-2200 при
щели 60 мм и производительность дробилки равна 800 т/ч. После
II стадии дробления руда подается на усреднительный склад ем-
костью 40 тыс. т. Перед III стадией производится грохочение руды
по классу 25 мм, надрешетный продукт дробится в конусных дро-
билках КСД-2200 при щели 25 мм, производительность дробилки
400 т/ч. В IV стадии руда дробится до конечной крупности 8—0 мм
в короткоконусных дробилках КМД-2200, работающих при щели
7 мм и производительности 200 т/ч в замкнутом цикле с грохотами
и магнитными сепараторами.
15 Заказ 478
225
Руда
i
Дробление!
।
Дробление!
Г р ох оч ение
———: -| -88мм
★двмм-Г
ДроолениеЖ
—|	\ !=100Д'
____Г рохочение____
25'8 »м^	-8-0 мм
Сухая магнитная сепарация
хрп^8=13Д ^Цсс^кация^
Хвосгпы$~,3Д £
Магнитная сепарация!
Г“ ~
Магнитная сепарация
и . Г
Магнитная сепарация
(=33,56	|
"fl = 61,0	1---------
?-----------------------(I
_________________J
Z=ЗУ,.72
fl=26,0 
О б езв оживание
f
Размагничивание	".
— —	L
а Классификация (=27,00
+0>2^	z29j9
г\Измерь-	JСлив
^очениеН Магнитная сепарация!!
Магнитная сепарац. i
Г п
Магнитная сепарация
\б=6,65	j
\(5 = 62,2 т ,т
Размагничивание
(=8,08
fl = 18,0
? Измель-
чение!
Перечистка у. .q 7
\flM70
fo-bbjZ ---------
47, J,'/3 = 6/,4
К л а с с и tp и к а. и и я________y= Q ,
c™tT\fl;6Z,0
Обезвоживание
--------8',/3=62,0
Магнитная сепарация
Пески\б--ДбО
'tfl-61,2
Фильтрация
(ленточный.
1 г <рильтр) ,
If = 30,8
fl = 61,2
^=39,6	(=28,68
' fl=61,8; 6=71,6	fl --18,О',6=15,/''
Концентрат	Мокрые хвосты
Рис. 40. Технологическая с;хема Магнитогорской фабрики для обогащения
сульфидных магнетитовых руд
/=//
,/5 = 67,.?
(-.8)8 ^ЛШД^ия^
/3=63,9 (Дисковый фильтр)\р^у2,1
(=8,8
~У 3=0,5
"/3=28,8
(=1,0
fl =50,0
Измельчение руды производится в две стадии. В I стадии руда
измельчается до крупности 0,5 мм в шаровых мельницах 3,2 X 3,1 м,
работающих в замкнутом цикле с классификаторами. Производитель-
ность мельницы равна 120 т/ч. Соотношение объемов мельниц I и
II стадии равно 2:1.
Во II стадии промпродукт измельчается до крупности 0,2—0 мм
(60% класса —0,074 мм) в шаровых мельницах, работающих в замк-
нутом цикле с классификаторами. Производительность мельницы
85 т/ч. Обогащение руды производится в три стадии.
В I стадии руда обогащается на магнитных сепараторах 171-СЭ-П,
работающих в замкнутом цикле третьей. стадии дробления. Произ-
водительность сепаратора равна 60 т/ч. Во II и III .стадиях промпро-
дукт обогащается мокрой магнитной сепарацией на сепараторах
167А-СЭ. Производительность сепаратора во II стадии равна 20 т/ч,
а в III стадии — 14 т/ч. Перед обезвоживанием концентрат подается
в классификаторы, песковая фракция которых фильтруется на лен-
точных фильтрах, а шламовая — на дисковых фильтрах. Удельные
производительности ленточного и дискового фильтров равны 4,0 и
0,52 т/ч • м2 при содержании влаги в кеке 10,9%.
Технологическая схема обеспечивает получение концентрата с
содержанием 61,8% железа при извлечении 71,6%. Удельные рас-
ходы на 1 т концентрата: воды 7,9 лг3, электроэнергии 19,9 квт/ч,
шаров 0,8 кг, фильтроткани 0,006 м2.
§ 3.	ЛЕБЯЖИНСКАЯ ОБОГАТИТЕЛЬНАЯ ФАБРИКА
Лебяжинская обогатительная фабрика расположена в районе
г. . Нижнего Тагила и входит в состав Высокогорского рудоуправле-
ния Нижне-Тагильского металлургического комбината. Рудная база
фабрики — магнетитовые руды Лебяжинского месторождения (шахта
«Эксплуатационная»). Кроме них на фабрику поступают руды Со-
коловского, Сарбайского и Гороблагодатского месторождений. Фаб-
рика эксплуатируется с 1944 г.
Магнетитовые руды Лебяжинского месторождения подвергаются
дроблению и сухой магнитной сепарации на дробильно-обогатитель-
ной фабрике производительностью 2 млн. т руды в год. Промпродукт
сухой магнитной сепарации и привозные руды поступают на фаб-
рику мокрой магнитной сепарации (МОФ), введенную в эксплуа-
тацию в 1958 г.
В 1967 г. на фабрике обработано около 1,5 млн. т сырья и полу-
чено около 1 млн. т концентрата с содержанием железа 61,9—62,9%.
Технологическая схема фабрики приведена на рис. 41. Пром-
продукт сухой магнитной сепарации измельчается до крупности
75—80% класса —0,2 мм и обогащается магнитной сепарацией в три
приема. Для обезвоживания концентрата применяется комбиниро-
ванная схема фильтрации с классификацией концентрата в класси-
фикаторах и гидроциклонах и раздельной фильтрацией песковой
15*	227
7=16,2
J3=8,Z
Руда у-1000
„ J ft =39,8
Дробление I
Дробление!
Гдохочение /-.100
1 3 > Д+>0мм -Юнн! fl =32,9
Дробление!! I' '„„
/=^ /££££££££* 7=39,1
/3 =35,11 +16 мм -15мм! /3- ’
’___________L___
Х=39,7\ Г
/3=96,93! I
7=77,6
/3=92,3^
/3=35,1 ^+16 мм	-IOhm^/3 = 39,2
Сухая магнитная сепарация 7=19,1
7=15,0  ifi=ZZ,0
t	Перечистка хбостоб
’
../5=27,7
7=6.2
"ft=9,3
Измельчение
Классификация
1	| /3=91,8
Магнитная сепарация
7=29,9
/5=8,1
I 7=3,7
"/3=8,6
7=3 0
/3=61,8
СлиВу^в’0>5
/з=е],з i.
Классшрикаиия
Пески i
Классификация
, Пески! 7=19,0 Слиб\/3=60,3
--' ft=6O,6 ,	~	*
В- ° Магнитная сепарация^
а ция	^Фильтрация	’ft=iX^
!........ ...—!> ....... . ~ч1>---------
Сгущение
Фильтрация
„7=99,0
-^/3=61,7
1 6=87,0
—.----
7=51,0
ft =8,9
6=13,0
Концентрат	•<.. Хвосты
Рис. 41. Технологическая схема Лебяжинской обогатительной
фабрики
фракции на ленточных фильтрах, а шламовой на дисковых фильтрах.
Влажность концентрата около 10%.
Производительность основного оборудования:
Оборудование	Произво- дительность, т/ч
Дробилка щековая 1,5 х 1,2 м (щель 180 леи) . . . Дробилка конусная 1750 мм для среднего дробле- ния (щель 45 мм)		 Дробилка короткоконусная 2100 мм для мелкого дробления (щель 12 льм)	 Мельница шаровая 3,2x3,1 м . . 		 Магнитный сепаратор 167А-СЭ 600x 1500 мм ... Вакуум-фильтр ленточный Л1,6-0,5/3,2		254 254 228 80 20 15
Технико-экономические показатели работы фабрик приведены
ниже:
Показатели	Дробильно- ооогатитель- ная фабрика (ДОФ-1)	Магнитно- обогатитель- ная фабрика (МОФ)
Количество трудящихся:		147	91
в том числе рабочих		139	84
„	рабочего	, . Производительность на одного-2	» т год: трудящегося ' по исходному сырью 			  .	. .	14518 13729	.	
по концентрату 			11866 10953
Коэффициент использования оборудования ....	0,69	0,68
Расход электроэнергии на 1 т готовой продукции, кет • ч		1,95	14,6
Расход воды на 1 т концентрата, jh3	—	5,1
Расход шаров на 1 т руды, кг		—	0,523
§ 4.	ВЫСОКОГОРСКАЯ ОБОГАТИТЕЛЬНАЯ ФАБРИКА
Обогатительная фабрика расположена около г. Нижний Тагил
и обрабатывает магнетитовые руды подземной и открытой добычи.
Фабрика включает два дробильно-обогатительных цеха и цех мок-
рого магнитного обогащения, введенные в эксплуатацию в 1942—
1952 гг.
Технологическая схема фабрика приведена на рис. 42. Исход-
ная руда (800—0 мм) дробится в три стадии до конечной крупности
20—0 мм. В последней стадии конусные дробилки работают при вы-
пускной щели 9 мм в замкнутом цикле с грохотами. Дробленая
229
Руо a 800-0мм
Дробление I до 220 мм
Дробление I до 80мм
Г рохочение
Мелкое дробление до 9 мн
Г рохочение
+20 нм
-20мм
20-0 нм
6-100,0
, fl-31,2
____________ н и. е
^=65 мм ~вмм
Сухая магнитная сепарация
6=53,0
/3-29,6,
6-39,8
/3-33,7
6-12,2
Концентрат р-g) g
Сухая магнитная сепарация
6=29,0
J8=1O,5
Хвосты
6-29,0
/3-9/,5
6-12,2
/3-52,9
••10мм
-10 мм
Дробление
6-19М
/3-59.6\
------------1 6=58,8	f
—'-------\ЛДЗ=36,8 Классификация
Но мель чение Q	/ 6=3,7	6=3,9 '
,	Г-*	fi-99,6 fl = 99,7
Классификация ~ „„ ,
—----------------1 0=04,0
\/3-37,3
Мокрая магнитная
v	сепарация
\6-39Д
\fl--52,9
Магнитная сепарация
~~6=9,1
\fi = 11,5
\6-27,2
• fl-10,8
\6=35,3
\/3=57,6
Магнитная сепарация
"'	"	0,8
99,1.,13-20,6
Размагничивание
I 6-27,7
\fl--60,5
Классификация
/ленточные фильтры)
6-19,3	I
/3-59,6	u
6-12,2
|/3- 52,9
Концентрат/10-0 мм)
6-23,1
fl-10,7
6=8,9
/3=62,6
6-7,6
/3-97,3
6=9,9
Сгущение
6-9,9
,./3 = 62,7
Фильтрация ,
(дисковые рильтри)
6-3,9
/3-62,7
6-30,6
••/3-60,6
Концентрат
6=3,9,/3-99,7\ -	”
Сгущение
I
УЗ-99,7 I_______
t
Мокрая маг нит-
6-3 2 на'1 сепарация
/=%$
Мокрая магнит-
ная сепарация
I 6-2,9 б6оТ\
\fl-61,8 /3-12,3\
Размагничивание
Классификация
\б-1,9	8-1,0
\fl=60,6 fl- 63,9
Фильтрация
6-0,8
fl=11,3
6=1,9
V/3-60.5
Рис, 42. Технологическая схема Высокогорской ^обогатительной фабрики
6-28,2
/3 - 10,9,,
X весты
руда классифицируется на грохотах на два класса —20 + 8 мм и
8—0 мм. Из руды крупностью 20—8 мм сухой магнитной сепарацией
выделяются готовый концентрат с содержанием железа 53%, пром-
продукт и хвосты. Промпродукт совместно с рудой крупностью
8—0 мм направляют в цех мокрого магнитного обогащения, где руда
измельчается до крупности 20% класса +0,2 мм (0,8—0 мм) в ша-
ровых мельницах, работающих в замкнутом цикле с классификато-
рами. Производительность мельницы (3,2 X 3,1 м) 80 т!ч. Из слива
классификаторов на магнитных сепараторах 167А-СЭ выделяются
хвосты, а на ленточных сепараторах 128-СЭ — готовый концентрат
и промпродукт. Концентрат разделяется в спиральном классифика-
торе на песковую и шламовую фракции, которые фильтруются на
ленточных и'дисковых фильтрах. Удельные производительности лен-
точного и дискового фильтра равны 9,4 и 0,5 т!ч • м2.
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содер-
жанием 60,8% железа. Производительность фабрики около4,5млн. т
руды в год. Расход, электроэнергии на 1 т концентрата равен
24 кет • ч, воды — 14,6 м3.
§ 5.	ГОРОБЛАГОДАТСКАЯ ОБОГАТИТЕЛЬНАЯ ФАБРИКА
Обогатительная фабрика расположена в Свердловской области
около г. Кушва и обрабатывает магнетитовые руды Гороблагодат-
ского, Осокино-Александровского^и Валуевского месторождений.
Руда добывается подземным и открытым способом. Обогатительная
фабрика включает два цеха дробления и цех мокрого магнитного
обогащения, введенные в эксплуатацию в 1948 и 1954 гг.
Производительность фабрики составляет около 5 млн. т руды
и 2 млн. т концентрата в год.
Технологическая схема фабрики приведена на рис. 43. Исход-
ная руда дробится до крупности 40—0 мм и классифицируется на
грохотах по классу 15 мм. Продукты грохочения обогащаются раз-
дельно методом сухой магнитной сепарации, в результате чего выде-
ляются крупных! и мелкий готовые концентраты с содержанием
51,4—50,8% железа, промпродукт и хвосты. Промпродукт направля-
ется в цех мокрого обогащения, где он измельчается в две стадии и
обогащается магнитной сепарацией.
На секциях 4—5 продукт I стадии измельчения классифициру-
ется в гидроциклонах на песковую и шламовую фракцию, которые
обогащаются раздельно с получением готового концентрата из шла-
мовой фракции. Из песковой фракции выделяются хвосты и пром-
продукт; из промпродукта концентрат выделяется после измельчения
и магнитной сепарации.
В цикле обогащения работают барабанные прямоточные и про-
тивоточные магнитные сепараторы и ленточные электромагнитные
сепараторы. На ленточных сепараторах выделяют три продукта:
концентрат, промпродукт и хвосты. '
231
Pgda 7000 -Ohm
I 5=100,0
I /3 = 37,10
Дробление 1 So 220пн
Грохочение
Дробление Ж до 42мм.
Гр о х о ч е н и е
• 15 мм
♦ 15 мм
Сухая магнит-
пая сепарация
\б--0,№
\/3 = 51Д
Крупный п
концентрат Яеррчистка
Сухая магнит-
нал сепарация
П ер счистка.
Дробление Ш
- /5nnj	= 15 мм
Сухие магнит-
ная сепарация
Пере чистка
5=96,86
\/3 = 50,87
Мелкий концентрат
ПромТроду^ ~ р3„ел1,чемие1К^----------
15 - О мм секции 4-5	*
Классификация
/-- % J
/3=37,5
К л а с с ищ акация
-------сСлав
Лески
#-4,6 \
р--33,в ^1
Магнитная сепарация
—------ч 17^7	Z=/,7 I
/=5“/ \L3 = 4tf,2	р-10,0\
^'‘^Классификация
I—
I /З-МД	#-в,о
г\Измельчение1[ *	(3-lZ,0
\ К-3 6 ^егнитная сепарация
#--12,7\^^___________
!t>--295Vbl3,2 ч
\р>*30,3 ’
Магнитная сепарация
| 1=5.5
\/3=55,6
------—Секции 2 - 3
Q Ирм ель чение!
К л ассафикация
I	К-15,2 1
F	p=33,cj
Магнитная сепарация
, ГТ^Х5	"Лтд
. рз--05,о fi=ii,e
Магнитная сепарация
5=7,7
/3 = 12,0
Магешпная 'сепарация
0'0,4 о-1,. ‘-“л
I /3=12,2 /3=37,5 /3=97,№1
1=0,7 \5=о,з\1=орурр
5=6,2
/3=59,6
1=0,5
/3=75,7
5=0,3 1=0,5
/3=wp р--юд
5=8.2
/3=11,6
Магнитная сепарация
К'-ОДХ
Магнитная
сепарация
в--о,з	#--0,0
fi--lZ,3 ft--62,7
l=Z,t
/3 = 60,7
1=20,6
/3 = 10,0
Хвосты
1=32,7
1= 13,3
/1 = 60,95^
Концентрат
0,7 i
/3--10,Г~Т'^
~бМ0,51
р--11,8 f
\5 =10,8,/3=11,9
и - 1-й,
/з=бо,пб
<Р и л ьтррцая
(ленточный фильтр)
L__
Кек
Обезвоживание ’ t-
( гиороциклон) I
f	ХсЯГб
Пески Фильтрация
/дисковые фильтры/
I ..1
1
^-02Д
классификация
\1=0,5	5=0,1
/3 = 99,7 /3=19,1
-Л Слив
1= и,г
fl = 60,7
Слив
Рис. 43. Технологическая схема Гороблагодатской обогатительной фабрики
Пески
Хвосты
5=19,1 '
/3 = 11,79
Для обезвоживания концентрата применяют комбинированную
схему фильтрации на ленточных и дисковых вакуум-фильтрах.
Удельные производительности ленточного и дискового фильтров
равны 7,5 и 0,7 т1м2 • ч при содержании влаги в кеке 10%. Расход
электроэнергии на 1 т руды равен 19,3 кет • ч, воды — 6,5 м3.
Цех мокрого обогащения выпускает концентрат с содержанием
железа около 60% при извлечении 77,4%.
§ 6.	СЕВЕРО-ПЕСЧАНСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Северо-Песчанский горнообогатительный комбинат расположен
в районе Среднего Урала и введен в эксплуатацию в 1969 г. В ком-
бинат входят: дробильный комплекс, обогатительная фабрика и
фабрика окомкования.
В эксплуатацию введена дробильно-обогатительная фабрика с
сухой магнитной сепарацией. Магнетитовая руда, выданная из шах-
ты, подвергается дроблению до крупности 25—0 мм в две стадии
с предварительным грохочением перед каждой стадией дробления.
Дробленая руда классифицируется на классы 25—12 и 12—0 мм.
Руда 25—12 мм обогащается сухой магнитной сепарацией. Полу-
ченный промпродукт объединяется с рудой крупностью 12—0 мм и
является готовой продукцией, отгружаемой на Серовский металлур-
гический завод. В готовом продукте содержится около 51% железа
и 2,5% серы.
В дальнейшем на комбинате предусматривается переработка смоси
руд Северо-Песчанского и Ново-Песчанского месторождений в
соотношении 1:1. На фабрику будет поступать руда с содержанием
44,7% Fe, 2,4% S и 0,039% Р и обрабатываться по проектной схеме,
приведенной на рис. 44.
В корпус мокрого магнитного обогащения поступает промпродукт
сухой магнитной сепарации в количестве 4,2 млн. т в год. В I ста-
дии промпродукт измельчается в стержневых мельницах до круп-
ности 38,6% класса —0,074 мм, а во II стадии — в шаровых мельни-
цах до крупности 92—95% класса —0,074 мм. Измельченный мате-
риал обогащается мокрой магнитной сепарацией в две стадии. Кон-
центрат из смеси руд содержит 66,95% Fe и 1,51% S. Извлечение
в концентрат составляет: 84,86% общего железа, 96,5% магнитного
железа и 36,35% серы. Концентрат подвергается окомкованию.
§ 7.	ДРОБИЛЬНО-ОБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ
СЕВЕРНОГО УРАЛА
В районе Северного Урала работают несколько дробильно-обо-
гатительных фабрик при шахтах «Капитальная», «Новая», «Перво-
майская» и Суходойском карьере.
На ДОФ шахты «Капитальная» исходная руда крупностью 400—
0 мм дробится в две стадии. Дробленая руда (30—0 мм) с содержани-
ем 36% железа разделяется на два класса 30—10 и 10—0 мм, которые
233
раздельно обогащаются методом сухой магнитной сепарации на сепа-
раторах 171 А-СЭ с перечисткой хвостов. Из руды (30—0.мм) выде-
ляется концентрат с содержанием 55% железа, хвосты и промпродукт.
Руда
Гоохтчениё
Дробление!
Г I
Грохочение
Дробление!
1	__1_
|>Ч/,7
Грох о чение
25-12 нм,.
Х-зпап	'
о-ос,и (,ухая магнитная сепарация
12-0 мн
+2мм
Л 70,0
7^5/7	1
fl-53,9 П е р е ч ист к а К =103
'	\р2,0	l>3=/4f
О ИзмельчениеI
Грохочение .
Т^2'^\/3=5’t,0
$'вЦ!магнитная сепарация .
Г^вёо	1 к-- ю,о
в-59 5	\/3 = 13Д
т "“ж Перечистка
__________.__1/3=95,2 /3=10,0
M\/3=5't,0
Размагничивание
Изнельчение!
/- gg g Классификация
/3 --5в',7 f ~1
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
Магнитны сепарация
। t
Обезвоживание
1'-50,6
/3 = 05,95
„ и=м,во
Концентрат
j:—^1=12.3
\fl=2i,z
Сгущение .
Г.
। /=//,£
Перечистка, хвостов /3=18,7
'/3=03,0	10,59
Кваст»
1*27.1
Т
1
Рис. 44. Проектная технологическая схема Северо-Песчап-
ского ГОКа
Промпродукт дробится в дробилке КМД-1200 до крупности 8—0 мм
и обогащается сухой магнитной сепарацией на сепараторах 132-.СЭ
с выделением концентрата и хвостов. В общих хвостах содержится
13% Fe.
234
Технология обработки руды на ДОФ при шахтах «Новая» и «Пер-
вомайская» является аналогичной. Обогатительные фабрики выдают
концентраты с содержанием 50—53% железа.
На Суходойском карьере добывается сидеритовая и магнетитовая
руда. Сидеритовая руда поступает в плавку без обогащения. Магне-
титовая руда с содержанием 45 % железа дробится в две стадии в ще-
ковой и конусной дробилках. Дробленая руда (30—0 мм) разделя-
ется на два класса: 30—10 и 10—0 мм, которые раздельно обогаща-
ются сухой магнитной сепарацией с выделением концентратов, со-
держащих 51% железа.
КАЗАХСТАН
§ 8.	СОКОЛОВСКО-САРБАЙСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ
КОМБИНАТ
Технология обработки сернистых, магнетитовых руд
Соколовско-Сарбайский горнообогатительный комбинат (ССГОК)
расположен в Кустанайской области Казахской ССР. Комбинат вве-
ден в эксплуатацию в 1957—1962 гг. и включает дробильно-обогати-
тельную фабрику доменных и мартеновских руд, фабрику глубокого
обогащения, фабрику окомкования и вспомогательные сооружения.
Дробление руды осуществляется в четыре стадии. Перед III и
IV стадиями дробления производится грохочение руды. Эффектив-
ность грохочения 85%. Схема дробления позволяет сокращать круп-
ность руды с 1500 до 20—0 мм (5% класса + 20 мм) (табл. 72).
Обогащение руды производится в четыре стадии. В I стадии дроб-
леная руда обогащается сухой магнитной сепарацией. В этой стадии
Таблица 72
Показатели работы цикла дробления
Стадия	Оборудование	Производи- тельность , т/ч	Выпускная щель, мм	Крупность руды, мм	Коэффициент использова- ния обору- дования
I	Дробилка ККД-1500	3000	200			0,85
II	Дробилка КРД-900	1500	100	300-0	——
III	Дробилка КСД-2200	450	15	40—0	0,78
	Колосниковый грохот 1,75 X X 3,5 м	500	40-50	—	—
IV	Дробилка КМД-2200	400	6	20-0	0,78
	Инерционный грохот 173-ГР	450 .	20	—	—
235
обогащения применяются барабанные магнитные сепараторы
189-СЭ.
Промпродукт сухой магнитной сепарации направляется на фаб-
рику мокрой магнитной сепарации для глубокого обогащения.
Фабрика мокрой магнитной сепарации (MMG) включает корпус
обогащения, склад влажного концентрата, хвостовое хозяйство,
корпус сушки со складом сухого концентрата, систему оборотного
водоснабжения и вспомогательные объекты.
Корпус ММС состоит из 10 секций, которые эксплуатируются по
схеме, включающей две стадии измельчения и три стадии мокрой
магнитной сепарации. На пяти секциях производится измельчение
руды до 75—80% класса —0,07 мм, а получаемый концентрат содер-
жит 64,83% железа. Концентрат после обезвоживания (фильтрация,
в зимнее время сушка) отправляется на агломерационные фабрики
металлургических заводов. На остальных секциях производится
более тонкое измельчение до 92—94% класса —0,074 мм и получае-
мый концентрат содержит 66,38% железа. Концентрат после фильт-
рации отправляется на окомкование. Производительность секции при
тонком помоле (92—94% класса —0,074 мм) равна 180—185 т/ч.
Соотношение объемов мельниц в I и II стадиях измельчения равно
1 : 3,2. Объем мельницы I стадии для каждой секции равен 32 мг. В I
стадии промпродукт измельчается до крупности 25 % класса —0,074 мм
в стержневой мельнице размером 3,2 X 4,5 м. Слив мельницы разгру-
жается через бутару с отверстиями 20 мм, нижний продукт бутары
направляется на магнитную сепарацию. Содержание твердого в раз-
грузке мельницы регулируется в пределах 73—75%. Скорость вра-
щения мельницы равна 14,6 об/мин. Мельница загружается стерж-
нями диаметром 100 мм в количестве 75 т. Производительность
стержневой мельницы равна 180—240 т/ч. Во II стадии промпродукт
измельчается в шаровых мельницах 3,6 X 5,5 м с центральной раз-
грузкой, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Диаметр
сливных и песковых насадок гидроциклонов соответственно 110 и
50—55 мм. Плотность слива шаровой мельницы 70—75% твердого.
В мельницы догружаются шары диаметром 60 мм. Шаровая нагрузка
составляет 96 т. Плотность слива гидроциклонов при тонком по-
моле равна 8—10% твердого, а при грубом помоле 20—25% твердого.
Удельные производительности стержневой и шаровой мельниц по
классу —0,074 мм равны соответственно 1,4и0,7—1,0т/№-ч. Произ-
водительность гидроциклона диаметром 500 мм достигает 110—
130 т/ч при эффективности классификации 35%.
Готовые продукты измельчения и разгрузка шаровых мельниц
обогащаются на магнитных сепараторах с противоточными (II,
III стадия) и полупротивоточнымй ваннами (IV стадия). В схеме
отсутствуют операции обесшламливания материала. Сгущение кон-
центрата перед фильтрацией производится на прямоточных магнит-
ных сепараторах 190Б-СЭ, специально установленных для сгуще-
ния (табл. 73). Одновременно со сгущением на сепараторах 190Б-СЭ
происходит незначительное обогащение концентрата. Концентрат
236
Таблица 73
Показатели работы цикла обогащения
Стадия и круп- ность материала, % класса —0,074 Л1Л1	Сепаратор	Производитель- i ность, т/ч 1.			Содержание твер- дого в питании, %	Выход хвостов, % 1					Прирост железа, %
I	Четырехбарабанный магнит- ный 189-СЭ	240	95	12—13 '	3-5
II	Однобарабанный магнитный 26-СБ	50	50	20	7-9
III	Однобарабаниый магнитный 26-СБ	20	50	8—10	6-9
IV	Двухбарабаппый магнитный 167А-ПП-СЭ	10	10	9-12	4-6
	Двухбарабанный магнитный 190Б-СЭ	20	35	1—2	0,2—0,6
обезвоживается до 9,5—10% влаги на дисковых фильтрах при ва-
кууме 0,6—0,65 ат. Скорость вращения дисков принята 0,23 об/мин.
Удельная производительность фильтра равна 0,5—0,7 т/м2 • ч.
Расход воздуха составляет 0,8 л3/л«2 • мин.
Опыт совершенствования техники и технологии
На фабрике проведены значительные мероприятия по совершен-
ствованию технологии, улучшению технологических показателей
и модернизации оборудования. В результате реконструкции фаб-
рики доменных и мартеновских руд (введение третьей стадии дроб-
ления, сухой магнитной сепарации, замена конвейеров более мощ-
ными, изменение схемы потоков руды) проектная мощность фабрики
увеличилась на 40% [76, 77].
На фабрике сухой магнитной сепарации сернистых руд введена
перечистка хвостов. Дробилки среднего дробления заменены дробил-
ками мелкого дробления, что позволило выпускать аглоруду круп-
ностью 8—0 мм. Внедрены сепараторы 189-СЭ производительностью
240 т/ч вместо 168-СЭ, в результате чего содержание железа в хвостах
снижено на 1,5%.
Улучшились условия обслуживания оборудования и повысилась
производительность труда в результате проведения следующих ме-
роприятий:
перед пластинчатыми питателями установлены радиоактивные
датчики, контролирующие количество рудной постели на питателе;
автоматизирован пуск и остановка магнитных сепараторов в за-
висимости от наличия руды в бункере;
237
40 мм. Подрешетный продукт рассеивается на двух инерционных
грохотах ГР-173 с сеткой 10 X 10 мм. Нижний продукт грохота
отправляется на склад аглоруды, верхний продукт колосникового
ПромпровуктОИО
I 8=85,9-
А Измельчение!
Бутара
МагнитнаясепарацияТ у .
4=66,8	11’Л
а = 99,6
— -------------------------------
Размазничивание
8=7,2
Классификация
I--—”—5—-——। /= а5
А Измель чение И	Магнитнаясепарация!//
J	V8=56ft^~~~}4/7,2
„ V тг „	ТД=^7
Магнит-я сепарацЛ Магнитная сепарация _
г
8=9,8
ft=t7,O"
Размагничивание
Классишакация
/=77У1	классам,079мм)
ft--5S,9\
I Измель чеиие Ш. Обесшламливание.
~—------------1/=/,5
/3=29,0
Магнитная сепарацияШ
v’
!/з -- 69,1
Магнитная сепарация
ft = 65,5	L
V и л ьт ра ц и я
'=59,8
}=57,7
/5=29,5
8=3,0
/5=65,8
8=93,58
ft = 65.,95
>•6 = 73,08
Концентрат
у--/,5
\р>--зв,о
8=/5 Перечистка хвостов
/3=65,0 ГуТТу
4о,о
8=9,72
>•/5=22,0
8=9/82
fl=t9,2
S=29,57 v
Хвосты

Рис. 45. Технологическая схема расширения обогатитель-
ной фабрики Соколовско-Сарбайского ГОКа
и инерционных грохотов крупностью 70—10 мм направляется, в за-
висимости от качества, на склад доменных и мартеновских руд.
Бедные малосернистые и сернистые руды дробятся до крупности
25—0 мм в трех короткоконусных дробилках 2200 X 600 мм с раз-
грузочной щелью 15 мм с предварительным грохочением на шести
грохотах ГР-155 размером 1800 X 3600 мм. На этих грохотах вы-
240
деляется аглоруда крупностью 10—0 мм. Дробленая руда крупно-
стью 25—Ольм обогащается на трех магнитных сепараторах 189-СЭ.
Магнитный продукт возвращается на грохоты ГР-155 для выделения
аглоруды, а хвосты отвозятся железнодорожным транспортом в
отвал.
Расширение обогатительной фабрики
Действующая обогатительная фабрика сернистых магнетитовых
руд расширена благодаря увеличению обогатительных секций с
10 до 16, введенных в эксплуатацию в 1970 г.
Рис. 46. Схема цепи аппа-
ратов расширения обогати-
тельной фабрики Соко-
ловско-Сарбайского ГОКа:
1 — стержневая мельница
3,2 х 4,5 я;. 2 — бутара; 3 —
шаровая мельница 3,6 X 5,0 м,
2 шт.; 4 — сепаратор типа
209ВП-СЭ, 7 шт.; 5 — гидро-
циклон 0 500 лип, 15 шт.; 6 —
гидроциклон 0 350 лип, 30 шт.;
7 — сепаратор 209ВПП-СЭ,
26 шт.; в — вакуум-фильтр
дисковый Ду-68-2,5, 4 шт.; 9 —
размагничивающий аппарат,
2 шт.; 10 — дешламатор мапгит-
пый 0 5 м, 4 шт.
(Приведено количество оборудо-
вания на секции)
Промпродукт СМС
Кон цен трат /восты
Технологическая схема и схема цепи аппаратов секций приведе-
ны на рис. 45 и 46.
Измельчение промпродукта сухой магнитной сепарации осущест-
вляется в три стадии. В I стадии промпродукт измельчается до
крупности 3—0 мм в стержневых мельницах, во II и III стадиях —
до крупности.65 и 95% класса —0,074 мм в шаровых мельницах,
работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами.
Обогащение руды производится в пять стадий. В I стадии обо-
гащается дробленая руда (25—0 мм} методом сухой магнитной сепа-
16 Заказ 478
241
рации, во II стадии обогащается разгрузка стержневых мельниц..
Магнитные сепараторы III стадии работают в замкнутом цикле с ша-
ровыми мельницами III стадии измельчения. В IV иУ стадиях обога-
щаются сливы гидроциклонов. Концентрат обезвоживается на диско-
вых фильтрах. В проекте приняты: концентрат с содержанием 65,45%
Fe, извлечение железа 73,08%, нагрузка на стержневую мельницу
200 т/ч, удельные производительности шаровых мельниц II и III
стадии по классу —0,074 мм 1,2 и 0,77 т/мх  ч.
СИБИРЬ
§ 9.	КОРШУНОВСКИЙ горнообогатительный комбинат
Технология обработки руды
v Коршуновский горнообогатительный комбинат расположен в
Иркутской области и состоит из карьера, цехов дробления, обога-
щения, сушки и вспомогательных объектов. Комбинат введен в эксп-
луатацию в 1965 г.
Технологическая схема обработки руды и схема цепи аппаратов
приведены на рис. 47 и 48.
Исходная руда крупностью 1500—0 мм дробится в четыре ста-
дии с предварительным грохочением перед III и IV стадиями на
инерционных грохотах. Гранулометрический состав руды, поступа-
ющей из карьера, характеризуется наличием значительного коли-
чества мелочи и крупных кусков (негабаритов), размером до 1,5 м.
В разгрузке дробилок II стадии содержится 20—40% мелких клас-
сов 6—0 мм, а в готовом продукте дробления — от 35 до 50%. Нали-
чие мелочи и повышенная влажность (5—8%) обусловливают зави-
сание руды в силосных бункерах, аппаратах и коммуникациях цеха
дробления. Особенно осложняется эксплуатация цеха дробления в
зимний период из-за смерзаемости руды.
В I стадии дробления работает одна конусная дробилка ККД-
1500 при выпускной щели 180 мм. В летний период дробилка про-
пускает 4000 т/ч и более. Производительность дробилки в зимний
период снижается до 1500 т/ч. В зимний период наблюдается обра-
зование «мерзляков», отличающихся повышенной крепостью и низ-
ким коэффициентом трения, что обусловливает плохую проходимость
смерзшейся руды через рабочую зону дробления.
Во II стадии работают конусные дробилки КРД-900 при выпу-
скной щели 100 мм и производительности 1500 т/ч.
В III стадии работают дробилки КСД-2200 и инерционные гро-
хоты со щелью между колосниками 25 мм. Производительность
дробилки — 500 т/ч при выпускной щели 33 мм.
В IV стадии эксплуатируются дробилки КМД-2200 и инерцион-
ные грохота со щелью между колосниками 25 мм. Производитель-
ность дробилки 300—400 т/ч при выпускной щели 18 мм. Нагрузка
на каскад дробилок и грохотов достигает 800 т/ч. Дробилки III и
IV стадии работают при увеличенных размерах выпускных щелей.
242
рыхлые руды легко разрушаются
значительного количества мелочи
Руда.
. I д=Ю0
lot,-31,2
Измельчение!!^= tl>B
Магнитная сепар аци ч!
Рис. 47. Технологическая схема обогатитель-
ной фабрики Коршуновского ГОКа
Попытки уменьшить размеры разгрузочных щелей приводят к заби-
ванию дробилок. Вкрапленные,
при дроблении с образованием
(45% класса 6—0 мм).
Цех обогащения состоит
из восьми секций, которые
работают по схеме, вклю-
чающей две стадии измель-
чения и три стадии обога-
щения. Производитель-
ность секции 215 т!ч по
сырой руде.
В I стадии руда измель-
чается до крупности 2—
О мм в стержневых мель-
ницах (3,2 X 4,5 м). Опти-
мальное содержание твер-
дого в разгрузке мель-
ницы зависит от типа руды
и составляет для бедной
вкрапленной руды 66—
68%, для богатой брекчие-
видной и массивной руды
73—76%. Стержневая на-
грузка составляет 70 т.
Скорость вращения мель- 
ницы 14,6 об!мин. Слив
мельницы разгружается
через бутару с отверстиями
15 мм. Верхний продукт
бутары поступает в шаро-
вые мельницы, а нижний —
на магнитную сепарацию.
Характерно, что стержне-
вая мельница может про-
пускать до 270 т!ч руды
и при этом обеспечивается
магнитная сепарация раз-
грузки мельницы/' Выход
верхнего продукта бута-
ры — 0,02 % . Удельная про-
изводительность мельницы по классу —0,074 жж равна 1,2 т!мй • ч.
Рудная часть Коршуновской руды измельчается труднее, чем не-
рудная. В разгрузке стержневой мельницы содержится 30—35%
класса —0,074 жж, а после ее магнитной сепарации в промпродукте,
поступающем во II стадию измельчения, содержание класса —
—0,074 жж снижается до 20—25%, так как в хвосты уходит тонкий
материал. Во II стадии промпродукт измельчается до крупности 50—
16*	243
55% класса —0,074 мм в шаровых мельницах (3,6 X 5,0 м) с цен-
тральной разгрузкой, работающих в замкнутом цикле с гидроцикло-
нами диаметром 750 мм. Содержание твердого в сливах гидроцикло-
нов и шаровой мельнице равно 25 и 65% твердого. Диаметры сливных
и песковых насадок гидроциклонов равны 200 и 100 мм, произ-
водительность гидроциклона — 150—200 т!ч, эффективность клас-
сификации — 30 %, циркуляционная нагрузка — 200%. Удельная
ХВосты
Рпс. 48. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Коршуновского ГОКа:
1 — бункер; 2 — дробилка ККД-1500; 3 — дробилка КРД-900, 3 шт.; 4 — бункер 10 X 20 м,
14 шт.; 5 — грохот 1750 X 3500 яж, 12 шт.; в — дробилка КСД-2200, 6 шт.; 7 — дробилка
КМД-2200, 6 шт.; 8—стержневая мельница 3,2 х 4,5 лг, 9 — однобарабаниый магнитный
сепаратор 209В-СЭ, 2 шт.; 10 — шаровая мельница 3,6 х '5,0 лг, 11 — магнитный сепаратор
26-СБ, 8 шт.; 12 — гидроциклон 0 750 мм, 8 шт.; 13 — двухбарабанный магнитный сепара-
тор 167А-ПП-СЭ, 8 шт.; 14 — гидросепаратор 0 5 м, 2 шт.; 15 — дисковый фильтр Ду-
68-2,5, 4 шт.; 16 — склад сырого концентрата; 17 — грейферный кран, 4 шт.; 18 — бункер;
19 — сушильный барабан, 6 шт.; 20 — батарейный циклон, 6 шт.; 21 — прутковый золоуло-
витель, 6 шт.; 22 —скруббер, 6 шт.
(Приведено количество оборудования на секции)
производительность мельницы по классу —0,074 мм равна 0,9—
1,0 т!м'л-ч. Мельница догружается шарами диаметром 60—40 мм.
Шаровая нагрузка равна 90 т.
Готовые продукты каждой стадии измельчения и разгрузка ша-
ровых мельниц подвергаются обогащению на магнитных сепараторах
с прямоточными (I стадия), противоточными (II стадия) и полупро-
тивоточными ваннами (III стадия). Перед фильтрацией производится
обесшламливание концентрата (табл. 74).
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содер-
жанием 62,2% железа при извлечении железа 80%. Концентрат
обезвоживается до 11,5% влаги на дисковых вакуум-фильтрах при
вакууме 0,5 ат и содержании твердого в питании 60%. Удельная
244
Таблица 74
Показатели работы цикла обогащения
Стадия и крупность материала, % класса —0,074 лш	Сепаратор	Производитель- ность, т/ч	Содержание твердого в пи- тании, %	Выход хвостов, % 		Прирост же- леза, %
I; 32	Однобарабаниый магнитный 209В-СЭ	но	45	48	12
II, 35	Однобарабаниый магнитный 26-СВ	50	50	8	4
III, 50	Двухбарабанный магнитный 167А-ПП-СЭ	15	30	5	7
	Магнитный дешламатор ди а-' метром 5 Л1	50	40	—	—
производительность фильтра равна 0,8—1,0 т/м2 • ч. В зимний
период концентрат подвергается сушке до содержания влаги
1,5% [78].
Опыт совершенствования техники и технологии
В период освоения и при эксплуатации фабрики комбината встре-
тились трудности: зависание руды в силосных бункерах, смерзае-
мость руды в зимний период, неудовлетворительная фильтрация кон-
центрата на ленточных фильтрах, значительные колебания содержания
железа в руде, поступающей на обогащение, карстовые образо-
вания в ложе хвостохранилища, не позволяющие выдерживать уро-
вень воды в хвостохранилище. В оборотной воде, подаваемой в тех-
нологический цикл, содержание шламов достигает 10 г/л, которые
снижают качество концентрата.
Бункера силосного типа, успешно работающие на фабрике
ЮГОК-П, оказались непригодными для хранения Коршуновской ру-
ды из-за склонности ее к зависанию. Для ликвидации зависания руды
разработай новый бункер (рис. 49), в котором увеличено выпускное
отверстие и пластинчатый питатель 1200 X 6000 мм заменен на пита-
тель большого размера 2400 X 6000 мм. В бункере установлены ме-
таллические воронки с системой пневмообрушений и подогрева. В
бувкорах новой конструкции можно создавать запас руды. Прохо-
димость руды через бункера улучшилась. Значительные трудности
при эксплуатации цеха дробления вызывает смерзаемость руды,
которая приводит к резкому снижению производительности дро-
билки.
В первоначальный период эксплуатации фабрики концентрат
обезвоживался на ленточных фильтрах ЛЗ,2-0,5/6,4 [79], которые
давали низкую производительность и высокое содержание влаги
в кеке. Вместо ленточных фильтров установлены дисковые. Перед
245
1-^6000 >!-<
Рис. 49. Бункер новой конструкции
фильтрацией введена операция дешламации концентрата, улучшив-
шая качество концентрата на 0,5% и показатели фильтрации. Между
дисками фильтра подается сжатый воздух для взмучивания пульпы,
фильтрация осуществляется на хлореновой и капроновой фильтро-
тканях. Впервые в практике магнитообогатительных фабрик приме-
нен полупротивоточный режим
магнитной сепарации в III стадии
обогащения на материале круп-
ностью 50% класса —0,074 мм,
что повысило качество концентрата
на 0,5% по сравнению с прямо-
точным режимом сепарации. Ранее
полупротивоточный режим сепа-
рации применялся на материале
с содержанием 70% и более
класса —0,074 мм [80].
Из-за крайне неравномерного
распределения магнетитового ору-
денения на месторождении содер-
жание железа в руде, поступающей
на фабрику, изменяется в широких
пределах (20—40%). На основа-
нии выявленной зависимости вы-
хода промпродукта I стадии маг-
нитной сепарации от содержания
железа в руде производительность
стержневой мельницы устанавли-
вается в диапазоне 140—270 т/ч в
зависимости от содержания железа
в руде. С увеличением содержания
железа в руде производительность
соответственно снижается.
Интенсифицируется работа из-
мельчительного оборудования.
Барабаны шаровых мельниц удли-
нены (3,6 X 4,0 м) на 1 м, что уве-
личивает объем мельницы на 9 м3
и повышает ее производительность
на 8%. Установлено, что увеличение скорости вращения стержневых
мельниц с 14,6 до 18,6 об/мин (75% критической) повышает произ-
водительность мельницы с 250 до 350 т!ч и более, увеличивает расход
футеровки, стержней и электроэнергии.
На одно11 секции магнитные сепараторы полностью заменены но-
выми машинами 209В-СЭ (I стадий), 209В-П-СЭ (II стадия) и 209В-
ПП-СЭ (III стадия). На секции установлено вместо 4 и 8 двухбара-
банных сепараторов 190Б-СЭ (I и II стадии) и 8 двухбарабанных се-
параторов 167А-СЭ (III стадия) по два однобарабанных сепаратора
209В-СЭ и 209В-П-СЭ (I и II стадии) и два двухбарабанных
.246
сепаратора 209В-ПП-СЭ (III стадия). Производительность новых
сепараторов в I, II и III стадии соответственно равна 150, 220,.
60 т/ч.
Расширение обогатительной фабрики
Мощность фабрики увеличена в результате ввода в строй двух
обогатительных секций, корпуса крупного дробления и установки
двух сушильных барабанов 3,5 X 27,0 м. В новом корпусе крупного*
дробления установлена одна конусная дробилка ККД 1500/180 без
редукционных дробилок. Дробление руды производится в три стадии.
Схема обогащения отличается от действующей введением дополни-
тельных операций перечистки промпродукта I стадии и обесшламли-
вания слива гидроциклонов. Отделение магнитной сепарации осна-
щается новыми машинами типа 209В-СЭ (I стадия), 209В-П-СЭ (II
стадия) и 209В ПП-СЭ (III стадия). В проекте предусматривается по-
лучение концентрата с содержанием 63% железа при конечной круп-
ности измельчения 60% класса —0,074 мм.
§ 10.	РУДОПОДГОТОВИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ
КУЗНЕЦКОГО МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО КОМБИНАТА
Дробильно-обогатительные фабрикт^руд^иков Горной Шории'''}
и Хакассии -Г—-—
В Горной Шории и Хакасской автономной республике действуют
восемь рудников подземной добычи. На всех рудниках, кроме Самар-
ского, имеются дробильно-обогатительные фабрики (ДОФ). Нерав-
номерность оруденения, наличия скопления агрегатов магнетита
и высокая степень разубоживания руды при подземной добыче обус-
ловили применение сухой магнитной сепарации на фабриках, распо-
ложенных при рудниках. Фабрики выдают промпродукты, которые
направляются на центральные обогатительные фабрики, располо-
женные в Мундыбаше и Абагуре, где производится обогащение мок-
рой магнитной сепарацией.
ДОФ Тейского рудника. Фабрика введена в эксплуатацию в.
1966 г. с проектной мощностью 5 млн. т руды в год.
Исходная руда дробится в три стадии до крупности 25—0 мм.
Крупное дробление (до 450—0 мм) осуществляется на двух щековых
дробилках размером 1500 X 2100 мм, среднее дробление до 80 лш —
на двух дробилках КСД-2200 и мелкое дробление — на четырех дро-
билках КМ Д-2200. Дробилки крупного, среднего и мелкого дробле-
ния работают при разгрузочных щелях 180, 40, 8 мм. Дробленая
руда обогащается сухой магнитной сепарацией на 18 сепараторах
168А-СЭ в два приема с перечисткой хвостов при напряженности
магнитного поля в первом приеме 700—800 э, во втором приеме —
1400—1500 э. Скорость вращения верхних барабанов 43 об/мин, ниж-
них — 25 об/мин. Промпродукт отгружается на Абагурскую фаб-
рику.
247
ДОФ рудника Темир-Тау. Исходная руда крупностью 500—0 мм
дробится до 100—0 мм (5—9% класса 4-10 мм) в одну стадию в вось-
ми конусных дробилках диаметром 500 мм, работающих под завалом.
Размер разгрузочной щели дробилок 65—70 мм, производительность
дробилки 160—220 т/ч. При переработке глинистой руды произво-
дительность снижается до 60 т/ч. После дробления руда подверга-
ется грохочению на двух вибрационных грохотах ГЖ-12, оборудо-
ванных ситами с размерами ячеек 50—40 мм. На грохотах руда
разделяется на два класса 4-50 мм и —50 мм, которые раздельно
обогащаются на четырех барабанных магнитных сепараторах с на-
пряженностью поля 900 э.
ДОФ Таштагольского рудника. Исходная руда дробится в две
стадии: в I стадии до крупности 100—0 мм на двух конусных дро-
билках диаметром 500 мм при выпускной щели 100—120 мм и произ-
водительности дробилки 250 т/ч, во второй стадии до крупности
50—0 мм (10% класса 4-50 мм) на трех конусных дробилках КСД-
1650 при разгрузочной щели 30 мм и производительности дробилки
160—200 т/ч. Дробленая руда на двух грохотах типа ГЖ-9 и ВГО-1
•с размерами отверстий сит 16—25 мм разделяется на два класса
4-25 мм и —25 мм, которые обогащаются раздельно. Эффективность
грохочения 70%. Верхний продукт грохотов обогащается в два приема:
в первом приеме на четырех шкивных электромагнитных сепараторах
типа AM-65G при напряженности поля 400—1500 э выделяется
доменный концентрат с содержанием 52% железа, во втором прие-
ме осуществляется перечистка немагнитного продукта первого прие-
ма и выделяются промпродукт и хвосты. Производительность шкив-’
кого сепаратора 70—120 т/ч. Скорость вращения барабана 27 об/мин.
Нижний продуи:т грохотов обогащается на четырех барабанных элек-
тромагнитных сепараторах 132А-СЭ, на которых выделяются пром-
продукт и хвосты. Промпродукт отгружается на Мундыбашскую и
Абагурскую фабрики.
ДОФ Шалымского рудника. Исходная руда дробится в две стадии:
в первой стадии до крупности 100—0 мм на двух щековых дробилках
900 X 1200 мм при разгрузочной щели 60—90 мм и производитель-
ности дробилки 200 т/ч, во второй стадии до крупности 40—0 мм на
двух конусных дробилках КСД-1650 при разгрузочной щели 16—
18 мм и производительности дробилки 160—200 т/ч. Перед дробле-
нием II стадии производится грохочение руды по классу 30 мм на
двух колосниковых грохотах. Дробленая руда обогащается на пяти
трехбарабанных электромагнитных сепараторах 168А-СЭ, работа-
ющих с перечисткой хвостов первого, второго барабанов. Получен-
ный промпродукт отгружается на Мундыбашскую фабрику.
ДОФ Шерегешского рудника. Исходная руда дробится в двух
щековых дробилках 900 X 1200 мм при разгрузочной щели 80—
120 мм. Дробленая руда подвергается грохочению по классу 50 мм
на колосниковых грохотах. Верхний продукт грохотов дробится в двух
нормально-конусных дробилках КСД-1650 при разгрузочной щели
25—30 мм. После среднего дробления руду подвергают грохочению
248
по классу 30 мм на двух грохотах ГЖ-101. Верхний продукт гро-
хотов обогащается на барабанных электромагнитных сепараторах
171-СЭ, на которых выделяются отвальные хвосты. Магнитный про-
дукт крупностью более 30 мм дробится в двух коротко-конусных
дробилках диаметром 1650 мм при выпускной щели 10—14 мм и за-
тем обогащается на пяти сепараторах 132—СЭ, где выделяются го-
товый промпродукт и хвосты. Хвосты подвергаются перечистке.
Нижний продукт грохотов (класс — 30 мм) обогащается на пяти се-
параторах 132-СЭ, где также выделяются готовый промпродукт
и отвальные хвосты. Промпродукт отгружается на Мундыбашскую
и Абагурскую фабрики.
ДОФ Казского рудника. Дробление руды производится в три
стадии с предварительным грохочением в каждой стадии. В I ста-
дии руда дробится до крупности 250 мм в двух щековых дробилках
900 X 1200 мм при разгрузочной щели 140—160 мм. Перед дробле-
нием осуществляется грохочение руды на двух колосниковых гро-
хотах 1500 X 2000 мм с размерами щели 150 мм. Во II стадии руда
дробится до крупности 100 мм в одной конусной дробилке КСД-2200
при разгрузочной щели 35—40 мм и производительности дро-
билки 250 т/ч. Перед дроблением производится грохочение руды
по классу 25 мм на колосниковом грохоте. В III стадии руда дробится
до крупности 25—0 мм в одной конусной дробилке КМД-2200 при
разгрузочной щели 8—9 мм и производительности 250 m/ч. Перед
Таблица 75
Технологические показатели работы дробильно-обогатительных фабрик
Горной Шорин и Хакасии за 1969 г.
Показатели	Дробильно-обогатительная фабрика						
	Тейская	Таштаголь- ская	:	Казская	Абаканская	Шалымская	Темир-Тау- ская	Шерегеш- ская
Пр оизв одительность, тыс. т: по руде 	 по промпродукту . . Аглоруда 	 Мартеновская руда . . . Доменная руда .... Содержание железа, %: в РУДе 	 в промпродукте . . в аглоруде .... в мартеновской руде в доменной руде Извлечение железа в промпродукт, % . . .	3049,7 2137,6 8,0 29,9 36,9 37,2 87,2	2574,4 1224,8 284,8 48,0 542,0 39,1 43,7 41,3 54,7 51,9 98,4	1368,3 843,3 14,4 32,5 44,1 44,0 85,0	2894,7 1897,3 35,4 47,5 88,2	1712,1 1054,8 42,4 31,8 42,0 41,6 84,2	1755,0 1041,6 1,5 17,4 280,4 35,1 41,1 39,8 58,0 48,0 90,3	2447,7 1293,8 51,8 30,9 54,8 549,8 81,9
249
Промпродукт 100-0мм
-25 мм
Грохочение
|+25мм
Дробление!
3 _
________ж I /=10о. о
1/3 = 42,7
Сухое грохочение
+ 14мм
10-0 мм
7=50,3
Сухая магнитная сепа-
раиия »
♦
Перечистка хвостов
___
7=3,4
. 	/3 = 13,8
ДроолениеШ(валки)
7=0,8
_________ 7=46,3
g-OMM/j fi ~ 42,3
Мокрая магнитная сепарация
17=331	*•
\/3=52,3
Овезвоживание
7^
8=40,5 Отстойник
Классификация
7-1,2
0=21,8
7=12,0
/3=14,0
7=0,1
/3=24,9
7=2,0
/5=38,0
\/=1,6 - ...	,
1/3=42,1 /3=40$ ф
Пцльподели- I
— тель 1
7=0,7
I,/3 = 13,9
7=2,6
„/3=28,1/!
Отстойник
/=1,г
/3=19,
Отстойник
7=0,5
/3=26,3
7=1,4\
/3=35,6\
Измель-
чение
Классификация
7=66,7 L
/5=39,0_______
’ 7=69,0
О-Т,^	"Р=40,0
[3=4Z,8 Магнитная сепарация
7=1,8
/3=^,9
7=4^
7=39,9
/3=58,8
Магнитная сепарация
Уильтрация
7=30,8
/3--!5,1
Перечистка хвостов
\ 7=28,3	7=2.5
1'/3=11,8	/3=54,8
/=зз,г
/3 = 58,7
Фильтрат
7=1,1
/3 = 40,8
Перелив
7=36.5
/3=59,0
<5=50,6
Магнитная сепарация
7=0.7	- ~
2/3=28,2
7=3,2	f
/3 =51,4 Концентрат
Магнитная сепарация , (крупный)
„7=1,9	' "
-2/3 = 44,6
7=3,4
____________ ______________
/весты Хвосты /=зг)5\
(мокрые) (сухие)
'Хвосты
Рис. 50. Технологическая схема Мундыбашской обогатительной фабрики
7=29.1
7ЙТ
/3=60,7
7=0,4
/3=58,411___
Концентрат
(мелкий)
7=67,5
/3=58,0
£=91,1"
Концентрат
252
грохочение по классу 20 мм. Верхний продукт грохотов дробится до
крупности 25—0 мм в шести конусных дробилках КСД-1200 при раз-
грузочной щели 7—8 мм и производительности дробилки 70—100 т/ч.
Дробленый промпродукт поступает в бункера старого корпуса,
откуда ленточными питателями направляется на 19 вибрационных
грохотов ГУП-I размером 1250 X 2500 мм, на которых призводится
грохочение по классам 8 и 14 мм. Первые 10 грохотов в головной
части имеют сито 8 мм, а в разгрузочной — 14 мм.
Рис. 51. Схема цепи аппаратов Мундыбашской обогатительной фабрики:
1 — бункер; 2 — грохот ГЖ-3, 6 шт.; з — дробилка КСД-1200, 6 шт; 4 — грохот 1250 х
Х2500 мм, 12 шт.; .5 —дробилка НМД-2100, 4 шт.; в — валковая дробилка 800 X 500 мм,
1 шт.; 7 — магнитный сепаратор 132-СЭ; « — магнитный сепаратор 167Д-СЭ, 31 шт.; 9—
классификатор 0 1500 мм, 5 шт.; 10— отстойник; 11 —шаровая мельница 2,7 X 3,6 м,
5 шт.; 12—классификатор 0 2000 мм, 5 шт.; 13 — пульподелитель; . 14—дисковый
фильтр, 4 шт.; 15 — барабанный фильтр, 7 шт.;
(Приведено количество оборудования на фабрике)
Класс —14 +8 мм, выделяемый на четырех грохотах, подвер-
гается сухой магнитной сепарации для сброса хвостов на барабанных
сепараторах 78-СЭ и 132-СЭ, затем дробится на семи валковык дро-
билках 800 X 500 мм, которые работают в замкнутом цикле с 19
грохотами ГУП-1.
Верхний продукт этих грохотов (класс +14 мм) дробится на четы-
рех конусных дробилках КМД-2100 и КМД-2200, работающих в
замкнутом цикле с 19 грохотами ГУП-1.
Класс 8—0 мм поступает на мокрую магнитную сепарацию на
12 прямоточных сепараторов 167А-СЭ , где выделяются готовый кон-
центрат и промпродукт, направляемый после сгущения в новый
корпус на измельчение. Зернистый концентрат обезвоживается в
253
двухспиральном классификаторе диаметром 1500 мм, слив класси-
фикатора направляется в магнитные сепараторы. Сгущенный про-
дукт поступает в новый корпус на измельчение, а слив отстойника —
в отвал.
На 12—15 грохотах ГУП-I выделяется класс —14Д-8 мм, который
после дробления в валковых дробилках направляется в бункера но-
вого корпуса. Из бункера промпродукт тарельчатыми питателями
диаметром 2 м подается в пять шаровых мельниц 2,7 X 3,6 м, работа-
ющих в замкнутом цикле с двухспиральными классификаторами
диаметром 2 м. Мельницы вращаются со скоростью 20,5 об)мин, за-
гружаются шарами диаметром 100 мм. Шаровая нагрузка составляет
37 т. Производительность мельницы 60 m/ч, удельная производитель-
ность по классу —0,074 мм 1,7 т'лО • ч. Слив классификатора содер-
жит 40—45% класса —0,074 мм и направляется на 19 барабанных
магнитных сепараторов 167А-СЭ с прямоточными и полупротивоточ-
ными ваннами. Магнитная сепарация осуществляется в три приема
с перечистками магнитного продукта и хвостов первого и второго,
барабанов. Лучшие результаты сепарации достигаются на прямо-
точных сепараторах, так как полупротивоточные сепараторы за-
биваются на материале крупностью 45% класса —0,074 мм.
Концентрат фильтруется на семи барабанных вакуум-фильтрах
с внутренней фильтрующей поверхностью каждого 25 мг и на четы-
рех дисковых фильтрах Ду-34-2,5. В качестве фильтроткани приме-
няют капроновую ткань разных артикулов, диагональ и хлореновую
ткань. Срок службы ткани 10—15 суток. Лучшие результаты фильт-
рации получаются при использовании хлореновой ткани. Перелив
вакуум-фильтров частично обогащается на отдельных сепараторах,
частично обогащается совместно со сливом классификатора. Отдель-
ная сеперация перелива проходит неудовлетворительно из-за низ-
кого содержания твердого в переливе.
Опыт совершенствования техники и технологии
Мундыбашская фабрика построена в 1935 г. Проектная техноло-
гическая схема претерпела значительные изменения. В проектной
схеме старой фабрики предусматривалась сухая магнитная сепарация
класса —20 +3 мм и мокрая сепарация класса 3—0 мм. Хвосты вы-
делялись только при мокрой магнитной сепарации, а концентрат —
при сухой и мокрой магнитной сепарации. В 1953 г. были установлены
дополнительно две дробилки КМД-2100 и повышена производи-
тельность фабрики. Слив обезвоживающих спиральных классифика-
торов был направлен в отстойник, в результате чего снижено содер-
жание железа в хвостах. В 1955 г. в эксплуатацию пущена новая
фабрика. По проекту отделения мокрой магнитной сепарации и обезво-
живания старой фабрики не использовались, однако несоответствие
мощностей обогатительной и агломерационной фабрик не поз-
волило отказаться от эксплуатации старой фабрики.
254
В процессе освоения выявлены следующие недостатки проектной
схемы нового корпуса:
мало дробильных средств для дробления руды до крупности
6—0 мм;
ленточные сепараторы 128-СЭ на материале крупностью 8—0 мм
работают неудовлетворительно;
хвосты I стадии из-за повышенной крупности содержали на 2-^—3%
железа больше, чем хвосты II стадии;
не предусматривалось обезвоживание промпродукта I стадии,
содержащего .8% твердого перед подачей его в .классификатор, в ре-
зультате чего нарушался режим классификации и измельчения.
В 1958 г. проектная двухстадиальная схема была заменена одно-
стадиальной схемой, по которой весь промпродукт измельчался до
крупности 1 (0,6) — 0 мм и подвергался обогащению. По односта-
диальной схеме была освоена проектная мощность фабрики.
Для увеличения производства концентрата в 1963—1965 гг.
фабрика была реконструирована: установлены шестая дробилка
КСД-1200, две дробилки КМД-2200 и три грохота ГУП-I, пятая
шаровая мельница; ленточные сепараторы 128-СЭ заменены сепа-
раторами 167А-СЭ.
В 1970 г. проведена реконструкция отделения мокрой магнитной
сепарации: 57 'сепараторов 167А-СЭ заменены 17 сепараторами
209В-СЭ. Упрощена технологическая схема: для , классификации
крупных хвостов (8—0 мм) вместо классификатора установлены
два вибрационных грохота с ячейками сит 4 мм (один резервный),
отстойник для слива классификатора заменен тремя сепараторами
209-СЭ, на которых обогащается подрешетный продукт.
В результате усовершенствования технологической схемы и за-
мены оборудования содержание железа в хвостах снижено с 14 до
12,2%, повышена производительность на 3,3%.
Абагурская обогатительная фабрика
Введена в эксплуатацию в 1956 г., состоит из корпусов № 1, 2
и 3. Корпус № 3 пущен в эксплуатацию в 1967 г. На фабрике обога-
щается промпродукт дробильно-обогатительных фабрик Абаканского,
Казского, Таштагольского, Шерегешского и Тейского рудников.
В корпус № 1—2 поступает смесь (25—0 мм) абаканского, каз-
ского, таштагольского, шерегешского промпродуктов, направляемых
в шаровые мельницы.
Корпус № 1—№ 2 состоит из 10 секций, работающих по односта-
диальной схеме измельчения и обогащения. Схема технологического
процесса показана на рис. 52. Промпродукт измельчается до круп-
ности 45% класса —0,074 мм в шаровых мельницах 2,7 X 3,6 м с раз-
грузкой через решетку, работающих в замкнутом цикле с двухспи-
ральными классификаторами диаметром 1,5 м. Содержание твер-
дого в сливах мельницы и классификатора 75 и 50%.
255
Эффективность классификации составляет 30—40%, циркуля-
ционная нагрузка колеблется от 15 до 100%. Производительность
мельницы в зависимости от сырья изменяется от 40 до 65 т/ч. Наи-
меньшая производительность наблюдается при переработке тейско-
го и казского промпродуктов, наибольшая при переработке абакан-
ского промпродукта. Удельная производительность по классу
—0,074 мм изменяется от 1,0 до 1,4 т/м3 • ч. .Слив классификатора
обогащается на трехбарабанных прямоточных сепараторах 167А-СЭ,
Промпродукт'
Измельчение^) .
Классификация
_____________В4оо,о	",
“ ft =05,3	t
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
Перечистка х Во ст о 6
1Г-36,8
fl 47,3
^<В40,0
Мосты
Фильтрация
L' К= 63,2
	> fl = 60.0
Концентрат
работающих с перечист-
ками магнитного и немаг-
нитного продуктов. Про-
изводительность трехбара-
банного сепаратора состав-
ляет 15 т/ч. Концентрат
обезвоживается до содер-
жания влаги 11% на ба-
рабанных фильтрах с внут-
ренней фильтрующей по-
верхностью 25 мА и дис-
ковом фильтре Ду-51/6-2,5
при вакууме 0,4—0,5 ат.
Фильтры экипируют
капроновой диагональю и
хлореновой тканями. Луч-
шие результаты фильтра-
ции получаются при ис-
пользовании хлореновой
ткани;
В корпусе № 3 обога-
Рис. 52. Технологическая схема корпуса ищется промпродукт дро
1—2 Абагурской фабрики	бильно-обогатительной
фабрики Тейского руд-
ника, который дробится до крупности 14—0 мм в дробилках,
работающих в замкнутом цикле с грохотами. Корпус № 3 состоит
из семи секций, которые работают по схеме, включающей две ста-
дии измельчения и две стадии обогащения. Схемы технологического
процесса и цепи аппаратов показаны на рис. 53, 54. Производи-
тельность секции 55 т/ч.
В I стадии промпродукт измельчается до крупности 40% класса
—0,074 мм в шаровой мельнице 2,7 X 3,6 м с разгрузкой через ре-
шетку, работающей в замкнутом цикле с двухспиральным классифи-
катором диаметром 2 м. Содержание твердого в сливах мельницы и
классификатора 75 и 30%.
Эффективность классификации составляет 35—40%, циркуля-
ционная нагрузка 100—120%. Мельница догружается шарами диа-
метром 80—100 мм. Шаровая нагрузка составляет 37 т. Удельная
производительность мельницы по классу —0,074 мм равна 1 т/м3 • ч.
Во II стадии промпродукт измельчается до крупности 70% класса —
256
—0,074 мм в шаровой мельнице 2,7 X 3,6 м с разгрузкой через
решетку, работающей в замкнутом цикле с гидроциклонами диа-
метром 350 м. Содержание твердого в питании, сливе, песках гидро-.
Промпродукт
Гр охочен ие
Дробление
6=100,0
/3 = 37,3
Измельчение!
Размагничивание
’	6=318,2---------------
/3=99,9 Классификация
1.6=76,3	"	'
“ ..... '.
\ 6= 60,3	6=16,о	\
1/3 =55,2	J3=lip f
--------
\б=58,6'
_ 1/3^59,9
[6=579
 6=58,9[
/3=59,91
Магнитная сепарация
16=57,2
т 1/3=55,9	..
Фильтрация ..
Классификация ..
IFioop--------\*ГЩ2
1/3=37,3	j/3-93,7
Магнитная сепарация *	'
%/Д
1	’ Пы/ечистко! хвостов
.	Тб=8.9	6=29,.Л	-
—=06,9	/3=19,21--L—ZZ
------'	’ 6=3,ЦД=2в,9
Сгущение
6=1,2	6=1,8
^/3=31,1 /3=16,6
[6=76,36=290,7.
Магнитна/?7еп'арацияВЗ,3СЬ ^3^ль^2Н^е
* \/3=5о’,9
г
6=0.6 7Й5Д
/3=52,9	/3=11,9"
1/3=55,2	/343Д 1	’---‘fi
магнитная сепарация Перечистка хвостов
[6=58,6 ”	/=/,7
1/3=59,9	/3=13,0
Магнитная сепарация
6=04
/3=13,61
Промпродукт
1/3=55,9 /3=19,3'
Фильтрация
|	"/3=51,2
6=56,7
1 <5=81,9
Концентрат
Рис. 53. Технологическая схема корпуса № 3 Абагурской фабрики
циклонов и разгрузке мельницы равно соответственно 40, 20, 75
75%. Диаметр сливных и песковых насадок гидроциклонов 80
40 мм. Давление на входе в гидроциклоны 1,3—1,7 ат. Эффектив-
17 Заказ 478	257
Перелив
6=93,3
3=13,5
0 = 18,1
Общие хвосты
а я
ность классификации в гидроциклонах составляет 45%, циркуляцион-
ная нагрузка 400%. Шаровая мельница догружается шарами
диаметром 60 мм. Шаровая нагрузка составляет 37 т. Удельная про-
изводительность мельницы по классу —0,074 мм равна 0,8 т/м3 • ч.
Конечные продукты измельчения каждой стадии подвергаются обо-
гащению.
В I стадии обогащения из слива классификатора на прямоточных
сепараторах 167А-СЭ (основная сепарация) и противоточных сепара-
торах 26СБ (перечистка хвостов) удаляется 25% пустой породы и
4
Концентрат
Рис. 54. Схема цепи аппаратов корпуса № 3 Абагурской обогатительной
фабрики:
Г— бупкер;2 — грохот 1,75 х 4,25 м, 4 шт.; 3 —дробилка КМД-2200, 4 шт.; 4 — шаровая
мельница 2,7 X 3,6 м, 2 шт.; 5 — спиральный классификатор 0 2м; 6 — магнитный сепара-
тор 167А-СЭ, 4 шт.; 7 — магнитный сепаратор 26-СБ, 2 шт.; 8 — трехбарабанный магнитный
сепаратор 167АгПП-СЭ, 6 шт.; 9 — гидроциклон 0 250 мм, 6шт.; 10— гидроциклон 0 350 мм,
8 шт.; 11 — размагничивающий аппарат; 12 — магнитный конус 0 1,6 мм; 2 шт.; 13 — дис-
ковый фильтр Ду-51-2,5.
(Приведено количество оборудования на секции)
повышается содержание железа в промпродукте на 8%. Рабочий,
хвостовой и концентрационный зазоры и диаметр насадок сепарато-
ров 167А-СЭ равны соответственно 22—25, 25—30, 17—20, 15—20 мм.
Угол наклона магнитов 25°. Производительность сепаратора дости-
гает 35 т/ч при содержании твердого в питании 50%.
Во II стадии обогащения из слива гидроциклонов на трехбара-
банных полупротивоточных сепараторах 167А-ПП-СЭ, работающих
с двумя перечистками магнитного продукта, и на сепараторах 26СБ,
перечищающих хвосты I приема сепарации, выделяется 15% хвостов
и повышается содержание железа в промпродукте на 10%. Промпро-
дукт, выделяемый на сепараторах 26СБ, сгущается в гидроциклонах
диаметром 250 мм, пески которых подаются в классификатор. Про-
258
изводительность сепаратора 167А-ПП-СЭ находится в пределах 10—
12 т/ч при содержании твердого в питании 20%.
Концентрат обезвоживается до содержания влаги 12% на диско-
вых вакуум-фильтрах ДУ-51/6-2,5 при вакууме 0,5 ат и содержа-
нии твердого в питании 55%. Скорость вращения дисков фильтра
достигает 0,4 об/мин. Перед фильтрацией установлены два электро-
магнитных конуса диаметром 1,6 м, предназначенные для обес-
шламливания и сгущения концентрата, однако конусы не ос-
воены [81].
Технико-экономические показатели работы Абагурской и дру-
гих фабрик, приведены в табл. 76.
Опыт совершенствования техники и технологии
В 1962 г. ленточные сепараторы 128-СЭ заменены барабанными
сепараторами 167А-СЭ, что позволило на этих же площадях осущест-
вить перечистку хвостов и снизить содержание железа в хвостах
на 2%. В 1964 г. четыре барабанных фильтра заменены дисковыми
вакуум-фильтрами Ду-51/6-2,5. Опыт эксплуатации дисковых фильт-
ров показал, что при крупности материала 1—0 мм показатели фильт-
рации неустойчивые, возрастает расход фильтроткани, неудовлет-
ворительно работает мешалка. Проведены испытания схемы фильтра-
ции с разделением концентрата в гидроциклонах на песковую и шла-
мовую фракции с последующей фильтрацией песковой фракции на
ленточных фильтрах, а шламовой — на дисковых фильтрах. Произ-
водительность ленточного фильтра 50 т/ч при влажности кека 9—
10%. Установлено, что магнитная сепарация перелива фильтров
в отдельном цикле протекает неудовлетворительно. Перелив фильт-
ров направлен в процесс и обогащается совместно со сливом класси-
фикатора. Увеличен объем четырех шаровых мельниц 2700 X 2100 мм
в результате удлинения барабана на 1,5 м без замены электродвига-
телей. Скорость вращения мельниц повышена с 21 до 22,5 об/мин.
Маятниковые и тарельчатые питатели заменены конвейерами — пи-
тателями. Внедрение новых питателей и повышение скорости враще-
ния мельниц увеличило производительность по руде на 2,2%.
В корпусе № 3 отделения магнитной сепарации реконструируется:
вместо 42 сепараторов 167А-СЭ и 26-СБ установлено 5 сепараторов
209П-СЭ. Для перечистки хвостов II стадии установили 4 сепаратора
209П-СЭ вместо 21 сепаратора 167-ПП-СЭ. В результате замены сепа-
раторов содержание железа в хвостах снизилось на 2,2%. Электро-
магнитные конусы диаметром 1600 мм, установленные перед фильтра-
цией, заменены магнитными сепараторами, что повысило содержание
твердого в питании фильтров с 40'до 55% и улучшило показатели
фильтрации и обогащения. В дальнейшем все сепараторы 167А-СЭ
будут заменены машинами 209В-СЭ, 209ВП-СЭ и 209ВПП-СЭ.: Дей-
ствующие шаровые мельницы будут заменены шаровыми мельницами
размером 3,2 X 3,6 м.
17*
259
Таблица 76
Технико-Экономические показатели работы обогатительных фабрик за 1969 г.
Показатели	1 Ковдорский ГОК	Оленегорский ГОК	Коршуновский ГОК 1	ССГОК, фабрика ММС	Комбинат КМАруда		Абагурская фабрика		Мундыбашская фабрика	Качканарский ГОК
					’ фабрика № 1 i	| фабрика Ла 2	| корпус 1 № 1—Na 2	корпус № 3		
Производительность: по руде, млн. т ..............	6,671	10,669	12,258	16,242	0,927	2,316	3,795	2,437	3,212'	19,563
по концентрату, млн. пъ ...........	2,717	4,271	4,478	18,76	0,391	0,930	—	—	—	3,293
Выход концентрата, % 		41,6	40,36	38,6	55,33	43,51	41,38	64,5	54,6	69,7	17,28
Содержание железа, %: в РУДе 		29,6	31,54	30,2	42,97	34,41	33,18	' 45,1	37,1	44.3	16,56
в концентрате		63,1	64,29	62,2	65,57	65,19	65,14	60,3	54,9	58,0	60,52
в хвостах		4,6	9,37	9,3	17,7	10,8	10,56	17,8	15,8	13,0	—
Извлечение, %:										
общего железа		88,6	82,26	79,5	82,31	82,42	81,24	86,0	80,6	91,2	63,15
магнитного железа 		—	89,0	—	—	—	—	—	—	— ,	—
Влажность концентрата, %		4,1	3,82	5,8	10,0	3,0	3,0	—	—-	-—.	—
Расход на 1 т концентрата:				34,0						
электроэнергии, квт*ч 		38,6	28,7	34,1		38,6	—	14,7	44,2	—	68,3
ВОДЫ, Л13			* —	17,0	10,8	12,9	4,4	—	6,1	18,8	—	53,9
шаров, кг		1,14	0,8	1,2	1,47	2,18	—	1,0	2,0	—	4,3
стержней, кг ................ футеровочной стали, кг		—	0,5	0,57	0,296	,—	—	—	—'	—	2,3
	—	0,1	0,092	—	.—	—	—	—	•—	—
фильтроткани, -и2 . 				—.	—	0,007	0,003	—	—	—	—	—	0,02
Коэффициент использования обогатительного										
оборудования . '.		0,88	0,88	0,81	0,89	0,9	0,9	—	—.	•—	0,85
Себестоимость передела обогащения, руб. . . .	3,217	2,656	2,16	2,193	2,426	2,562	1,035	1,804	1,26	4,27
Полная себестоимость 1 т концентрата, руб.	6,523	6,422	6,645	7,35	7,548	8,024	10,273	12,19	—	9,06
Глава V
ПЕРСПЕКТИВНЫЕ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЕ КОМБИНАТЫ
Институты Механобр, Механобрчермети Уралмеханобр выполнили
технико-экономические обоснования по вводу в эксплуатацию ряда
месторождений магнетитовых руд, в которых разработали техноло-
гические схемы обогащения руды на перспективных горнообогати-
тельных комбинатах. Приведенные ниже схемы обогащения, вероятно,
будут несколько изменены при дальнейшем проектировании,
однако, их описание является целесообразным, так как позволяет
судить о направлениях в проектировании новых комбинатов на бли-
жайшие 5—10 лет.
§ 1.	АЗОВСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
На базе Мариупольского месторождения магнетитовых руд пла-
нируется строительство Азовского горнообогатительного комбината.
Институт Механобрчермет рассмотрел два варианта схем: с ша-
ровым и бесшаровым измельчением при одинаковом качестве кон-
центрата. В результате экономической оценки этих схем отдано пред-
почтение бесшаровому измельчению.
Согласно технологической схеме обогатительной фабрики
(рис. 55), дробление руды до крупности 400 — 0 мм осуществляется в
одну стадию. Измельчение руды осуществляется в три стадии. В I
стадии руда измельчается до крупности 3—0 мм в мельницах типа
«Каскад», работающих в замкнутом цикле с грохотами. Во II и III
стадиях промпродукт измельчается до крупностей 70 и 95% класса
—0,074 мм в рудно-галечных мельницах, работающих в замкнутом
цикле с гидроциклонами.
Обогащение руды проводится в три стадии методом мокрой маг-
нитной сепарации. Кроме того, намечается ввести сухую магнитную
сепарацию класса 50—3 мм перед I стадией измельчения. Схема обо-
гащения предусматривает получение концентрата с содержанием 69%
железа при извлечении 72,4%. Концентрат намечено использовать
для производства высококачественного, мартеновского агломерата
или металлизованных окатышей.
§ 2.	ЧЕРТОМЛЫКСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Чертомлыкский ГОК планируется построить на базе Чертомлык-
ского месторождения магнетитовых руд, из которых можно получать
самоплавкий концентрат с основностью 0,8.
Институт Механобрчермет рассмотрел два варианта схем: с ша-
ровым и бесшаровым измельчением. Экономическими расчетами
показана целесообразность применения схемы с бесшаровым измель-
чением.
261
класса —0,074 мм в рудно-галечных мельницах, работающих в зам-
кнутом цикле с гидроциклонами.
Магнитной сепарацией обогащаются готовые продукты измельче-
ния и продукт разгрузки рудно-галечных мельниц, выделяются кон-
центрат с содержанием 65% железа при извлечении 55,5% и хвосты,
содержащие в основном карбонаты и силикаты. Хвосты измельчаются
до крупности 95% класса —0,074 мм и направляются на флотацию.
Из хвостов магнитной сепарации выделяется концентрат с содержа-
нием 35—28% железа при извлечении 19,6%. После прокаливания
содержание железа во флотационном концентрате возрастает до
48,7 %. Магнитно-флотационная схема обогащения обеспечивает по-
'лучение концентрата с содержанием 60% железа при извлечении
75,1 %. Концентрат имеет основность 0,8 и является самоплавким.
§ 3.	ФАБРИКА ДЛЯ ОБОГАЩЕНИЯ МАГНЕТИТОВОЙ РУДЫ
ПЕТРОВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Обработку руды Петровского месторождения институт Механобр-
чермёт предлагает проводить или на промплощадке ЦГОК(а) с от-
дельным циклом дробления и обогащения или на новом горнообога-
тительном комбинате. По технологической схеме фабрики (рис. 57)
предусматривается дробление руды до крупности 300—0 мм осу-
ществлять в одну стадию. Измельчение руды производится в мельни-
цах типа «Каскад» и рудно-галечных, мельницах до конечной круп-
ности 98% класса —0,074 мм. Схема обогащения включает три стадии
магнитной сепарации и флотацию концентрата магнитной сепарации,
что обеспечивает получение концентрата с содержанием 70% железа
при извлечении 67,5%.
§ 4.	ФАБРИКА ДЛЯ ОБОГАЩЕНИЯ МАГНЕТИТОВОЙ РУДЫ
ЦЕНТРАЛЬНОЙ ЧАСТИ ПЕРВОМАЙСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
В настоящее время кусковая магнетитовая руда с содержанием
52% железа направляется без обогащения на металлургические заво-
ды. Класс —10 мм поступает для обработки на обогатительную фаб-
рику ЦГОКа.
Институт Механобрчермет рекомендует построить обогатитель-
ную фабрику для обработки всей руды центральной части Перво-
майского месторождения.
Обработку руды намечают проводить по следующей схеме: дроб-
ление руды до крупности 25—0 мм осуществляется в три стадии.
Измельчение руды проводится в две стадии. В I стадии руда измель-
чается до крупности 50% класса —0,074 мм в шаровых мельницах,
работающих в замкнутом цикле с классификаторами. Во II стадии
промпродукт измельчается до крупности 85% класса —0,074 мм так-
же в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидро-
циклонами. Схема обогащения включает три стадии сухой И мокрой
264
Руда.
I 6=100,0
\/3=33,70
16 = 100.0
Дробление
! (^Измельчение!
Грохочение
**—' ---^Классификация
--- ----’ Магнитная сепарация!
Магнитная сепарация
------------.*1 '	!	_____
Классификация
Измельчение! Q	О S ес\ил амл ив ан ие
Магнитная сепарация! |
J	Магнитная сепарацияШ
Магнитная сепарация
--------—--------*Магнитная сепарация
С г у ще ние	'
Перемешивание '____________________
у
Основная флотация
(обратная) |
Контрольная флотация
Классификация
Доизмельчение 06есшламл\вание
Магнитная сепарация
Сгущение
Ф ил ьт рация
6=32,0
/3 = 70,0	'
’ 6 = 67,5
6--07Л
/3-16,7
6=32,5
Концентрат
Хвосты
Рис. 57. Технологическая схема обогащения магнети-
товой руды Петровского месторождения
265
магнитной сепарации и флотацию хвостов мокрой магнитной се-
парации и предусматривает получение концентрата с содержанием
65,5% железа при извлечении 88,5%.
§ 5.	СТОЙЛЕНСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
При обработке богатых руд на Стойленском месторождении, про-
водимой в настоящее время, создаются благоприятные условия для
разработки бедных магнетитовых.кварцитов, залегающих под бога-
тыми рудами.
Дробление
Руд а.
I Х=Ю0,0
. 10=ЗЧ-Я
„ Уб* tab,о
Дробление
Q Измельчение I
Грохочение
। Классификация |
__»._«---1 Магнитная сепарация!
4
Магнитная сепарация
К л ас сиоз икания J
........ 1 "I------------ -----
Q Измельчение! ОбесиДламливание
Грохочение Магнитная сепарацияЖ t
| I	1
Магнитная сепарация!	I_
Магнитная сепарация
Магнитная сепараиия
К л сессна) икания
^^ьчениеЖ06е111ЛС1Мливание
Грохочение Мдг1штнаясепарацияХК j.
Магнитна) сепарация
t	J
Магнитная сепараиия
Г-^--.. т ,,
Обесшламливание	>—т—
фильтрация
fcw.o	1
0=66,0	I
„ "£=7^7
Концентрат
Сгущение S гидроциклонах
Обезвоживание
Сгущение в сгустителе
т~^=60,0
1 0Щ2
1 6=23,0
ртк/ ’
Оборот-
ная вооа
Хвосты
Перечистка хвостов
Рис. 58. Технологическая схема обогатительной фабрики
Стойленского ГОКа
266
Технологическая схема обогатительной фабрики (рис. 58) пре-
дусматривает: дробление руды до крупности 300—0 мм в одну стадию,
измельчение руды в три стадии. В I стадии руда измельчается до
крупности 60% класса —0,074 мм в мельнице «Каскад», работающей
в замкнутом цикле с классификаторами. Во II и III стадиях промпро-
дукт измельчается до конечной крупности 98% класса —0,074 мм в
рудно-галечных мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидро-
циклонами. Обогащение руды производится в четыре стадии. Схема
обогащения предусматривает получение концентрата с содержанием
66% железа при извлечении 77%.
§ 6.	САЛТЫКОВСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Руды Салтыковского месторождения по своим минералогическим
и химическим свойствам близки к рудам Стойленского месторождения,
поэтому технологическая схема обогатительной фабрики Сал-
тыковского ГОКа (см. рис. 58) принята аналогичной схеме фабрики
Стойленского ГОКа.
Схема обогащения предусматривает получение концентратов с со-
держанием 66% железа при извлечении 77,4%.
§ 7.	ЧЕРНЯНСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Бедная руда Чернянскойо месторождения по минералогическому
и химическому составу близка к руде Стойленского месторождения,
поэтому технологическая схема обогатительной фабрики Чернявско-
го ГОКа принята аналогичной схеме фабрики Стойлёнского ГОКа.
§ 8.	ГУБКИНСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Строительство Губкинского ГОКа предполагается для более эф-
фективного использования железистых кварцитов Коробковского
месторождения. При этом подземная добыча кварцитов прекращает-
ся, а строительство карьера потребует сноса ряда промышленных
объектов и в том числе фабрики № 1. Фабрику №2 намечается пере-
вести на переработку руды Южно-Лебединского карьера и после за-
вершения/ строительства Губкинского карьера фабрика № 2 вместе
с вновь построенной фабрикой образует Губкинский ГОК. '
Руды Коробковского месторождения, направляемые на Губкин-
ский ГОК, по своему минералогическому и химическому составу
близки к рудам Лебединского и Стойленского месторождений. В свя-
зи с этим технологическая схема обогатительной фабрики Губкинско-
го ГОКа будет аналогичной схеме фабрики Стойленского ГОКа.
Схема обогащения предусматривает получение концентрата с со-
держанием 68% железа при извлечении 77,7%.
§ 9.	КАНАРСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
Канарский ГОК производительностью 21 млн. т руды в год,
проектируется на базе магнетитовой руды Канарского месторожде-
ния. Технологическая схема обработки руд (рис. 59) предусматривает:
дробление руды до крупности 25—0 мм в три стадии. Дробленая руда.
267
обогащается сухой магнитной сепарацией, причем класс 25—О.и,
выделяемый после II стадии дробления, направляется непосред-
ственно в стержневые мельницы и не подвергается сухой магнитной
РуЗа
\6=100;/3=36,0;8=100
Дробление I
Дробление Д
Грохочение
♦ 50 нм \6=90,0	150-0нм
\ft=35/8	+
ДроблениеГД Грохочение
~Г ♦	1*25мм	25-0 мм
Грохочение „ I
25-омм Дробление ГД
4
\ 6= 90,0
t ft =35,78
6=10,0
fl=38,0
Сухая магнитная сепарация
6=73,0	’
ft =39,5
-----------1 6=17,0
\р=го,5
Перечистка хвостов
"Г.....	....... 6=9,0
"ft=H,9
/3=даЛ
,б--8.о
Vfi=30,3
’ (/) Измельчение I
Грохочение 6=910
"М ~	Н\ft =зЬ,з'
6=78.5Магнитная сепарация
____-6=к,5\
О fi=s’e„
Размагничивание-- -
ьлассшрикация 6=78 5
—J	= 42,9
8=200%	Магнитная сепарация
---------’’
Размагничивание
V .
Классификация у.j _
С} МзмельчениеДГ
6=215
fi=9,1
8=400°/
у со, Обесшламлибание
д^Го\	6=2,0
fl 54,91
Магнитная сепарация
ст 7	I 6=8,4
fi-62,3	Н*
„ ,, „ Магнитная сепарация
у-М........" м
^Магнитная сепарация
д=05Щ	6=о,5;/з=ззд\
Обесшламлибание х-п<
\6=46,7-,fl=65,5	\ ft23,0
/, ♦
Фильтрация
..
6=40,6 г ~ • —
/3=65,5\
&=84,8\ 6
икомкооание
^=б/,9
Окатыши
6=53,4
& = 10,3
8=15.2 '
ХВосты
Рис. 59. Проектная схема обогатительной фабрики Канар-
ского ГОКа
сепарации. Измельчение руды осуществляется в три стадий: в I ста-
дии в стержневых мельницах до крупности 2—0 мм, во II и III ста-
диях в шаровых м&льницах в замкнутом цикле с гидроциклонами
268
до крупностей 65 и 93% класса —0,074. Готовые продукты измельче-
ния обогащаются мокрой магнитной сепарацией.
Схема предусматривает получение концентрата с содержанием
65,5% железа и 4% кремнезема при извлечении 84,8%. Концентрат
подвергается окомкованию, содержание железа в окатышах снижа-
ется до 61,9%.
§ ю. РУДНОГОРСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
На базе Рудногорского месторождения магнетитовых руд наме-
чается строительство горнообогатительного комбината мощностью
5—7 млн. т руды в год.
Согласно технологической схеме . обогатительной фабрики дроб-
ление руды осуществляется в три стадии, а измельчение в две стадии:
в I стадии в стёржневых мельницах до крупности 2—О.жм, а во'II ста-
дии в шаровых мельницах до крупности 90% класса —0,074 мм.
Обогащение руды производится в три стадии. Технологическая схе-
ма обеспечивает получение концентрата с содержанием 63% железа
при извлечении 83%.
§ И. КОСТАМУКШСКИЙ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЙ КОМБИНАТ
На базе Костамукшского месторождения магнетитовых руд на-
мечается подготовка к строительству Костамукшского ГОКа. Инсти-
тутом Механобр разработаны варианты технологических схем с при-
менением измельчения в стержневых и шаровых мельницах и с руд-
ным самоизмельчением. Схемы обогащения предусматривают полу-
чение концентратов с содержанием 65 и 68% железа при конечной
крупности измельчения соответственно 80 и 90% класса —0,044 мм
с последующим окомкованием концентрата. Технологическая схема
с применением стержневого и шарового измельчения руды показана
на рис. 60. При обработке руды по этой схеме вводится сухая магнит-
ная сепарация дробленой руды, позволяющая удалить около 15%
хвостов.
Обогатительная фабрика Кень-Тюбе
Институт Механобр разработал технический проект для строи-
тельства обогатительной фабрики по переработке богатой магнетито-
вой руды (Fe = 55,4%) месторождения Кень-Тюбе производитель-
ностью по руде 1 млн. т в год. Дробление руды осуществляется в
три стадии: в I и II стадиях в открытом цикле без предварительного
грохочения и в III стадии в замкнутом цикле с грохотами до круп-
ности 8—0 мм.
Дробленая руда обогащается методом сухой центробежной магнит-
ной сепарации в два приема с перечисткой немагнитного продукта
1 приема сепарации. В I приеме выделяется 50% сухого концентрата
с содержанием железа 67%, во II приеме выделяется 10% хвостов
с содержанием железа 15% и 40% промпродукта с содержанием желе-
269
Руда.
Дробление!
Г
/рохочение
Дробление Д
Г рохочение
Дробление!!!
Грох $чение
I	I
5*100,0
____ /5=31,6
\20-0мм
Сухая магнитная сепарация К-15,0
'	6=7,f
Измельчение!
Сухие хбосты
мокрая магнитная сепарация!! приема)
11	I
Классификация
 Измельчение!!
Магнитная сепарация (Зприема)
Классификация
Измельчение!!!
75-807*-ОДМмм
Сгущение
Мокрая магнитная се-
парация (3 приема)
0бесш.ламли6ание
Фильтрация
7=37,8
/5=65,0	,
\ё = 77,7
Концентрат
7--W,2
/5*9,9
8*15,2
X Васты
Рис. 60. Технологическая схема обогатительной фабрики
Костамукшского ГОКа (Вариант стержневого и шарового
измельчения)
за 51%, который направляется в цех мокрого обогащения. После
измельчения промпродукта в шаровой мельнице в замкнутом цикле
с классификатором до крупности 0,2—0 мм и обогащения методом
мокрой магнитной сепарации в три приема с перечисткой магнитного
продукта выделяется 28,1 % мокрого концентрата с содержанием же-
леза 64,3%. Концентрат подвергается фильтрации, сушке и агломера-
ции.
270
Технологическая схема обеспечивает получение суммарного (су-
хого и мокрого) концентрата с содержанием железа 66% при извле-
чении 92,5%.
Г л а в а VI'
ПРОМЫШЛЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ ОБОГАЩЕНИЯ
МАГНЕТИТОВЫХ РУД
С ПРИМЕНЕНИЕМ БЕСШАРОВОГО ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
§ 1. ПРИМЕНЕНИЕ БЕСШАРОВОГО ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ ЗА РУБЕЖОМ
Бесшаровое измельчение широко применяется на зарубежных маг-
нитнообогатительных фабриках Канады, Швеции, США и других
стран. В настоящее время в ряде зарубежных стран проектируются
и строятся с применением' бесшарового измельчения мощные магнит-
нообогатительные фабрики.
К 1968 г. мощность 11 железорудных фабрик США и Канады, на
которых были установлены мельницы для самоизмельчения руды,
превысила 90 млн. т руды в год. Кроме того, около 20 млн. т же-
лезной руды в год обрабатывается с применением самоизмельчения
и в других странах (Австралия, Норвегия).
Характерно, что из девяти фабрик, принятых к эксплуатации в
период 1965—1968 г., семь фабрик общей производительностью по
руде 13,5 млн. т руды в год применяют рудное самоизмельчение и
только две (Эвелет и Маунтейн Айрой в штате Миннесота) производи-
тельность 6,1 млн. т руды в год — стержневое и шаровое измельче-
ние. Из этих семи фабрик четыре (Бонг Рэйндж, Сэвидж Ривер,
Шерман Майн и Гриффит Майн) применяют мокрое самоизмельчение
без добавки шаров, одна (Пайлот—Ноб) мокрое самоизмельчение с
добавкой шаров и две фабрики (Нэйшнл и Киватин) сухое рудное
самоизмельчение с добавкой шаров.
Широкое внедрение на зарубежных фабриках процесса самоиз-
мельчения и рудно-галечного измельчения обусловлено улучшением
технологических показателей и сокращением затрат на обогатитель-
ный передел при применении бесшарового измельчения по сравне-
нию с шаровым помолом. На фабриках с шаровым измельчением ру-
ды 35% расходов по переделу приходится на долю потребляемых ша-
ров и стержней. При огромных маштабах производства железоруд-
ных концентратов количество металла, расходуемого на измельче-
ние, непрерывно возрастает, например, в СССР при выпуске в 1970 г.
140 млн. т концентрата израсходовано на шары и стержни 600 тыс. т
стали в год.
Процесс самоизмельчения применяется при обработке как твер-
дых, так и хрупких руд, а также руд, имеющих крупнозернистую
рыхлую структуру, но он не обеспечивает необходимой крупности
измельчения при очень тонком помоле рыхлых крупнокристалличес-
ких-руд и руд, обладающих эластичными свойствами.
271
В зарубежной практике применяют сухое и мокрое самоизмель-
чение руды, осуществляемое соответственно в мельницах типа
«Аэрофол» и «Каскад». Наиболее широкое распространение получи-
ло мокрое измельчение. Выбор способа измельчения должен произ-
водиться, исходя из оценки технических и экономических показате-
лей. Приводим некоторые из них, известные по данным зарубежно-
го опыта.
Капитальные затраты на мельницы мокрого самоизмельчения
меньше и они выгоднее мельниц сухого измельчения с просасыва-
нием воздуха.
Мокрое самоизмельчение с последующим рудно-галечным измель-
чением требует для измельчения руды до конечной крупности боль-
ше энергии на 1 т руды, чем сухое самоизмельчение с просасыванием
воздуха. При мокром самоизмельчении мягких крупно-вкраплен-
ных руд до крупности 2,3—0,4 мм расходуется 1—3 кет • ч/т, а
при измельчении твердых тонковкрапленных руд до крупности 0,1 —
0,07 мм 20—25 кет • ч/т — значительно более, чем при шаровом
измельчении.
Эксплуатационные расходы при мокром самоизмельчении меньше,
чем при сухом.
Мокрое самоизмельчение предпочтительнее применять при после-
дующем мокром обогащении и в тех случаях, когда руда имеет повы-
шенную влажность вообще или в отдельные периоды года. При
мокром самоизмельчении можно направлять на магнитную сепа-
рацию циркуляционную нагрузку мельниц и выделять крупные
хвосты.
Сухое самоизмельчение выгодно сочетается с сухим обогащением,
особенно в тех случаях, когда по такой схеме можно получать более
крупный концентрат, чем мокрым способом при одинаковом каче-
стве.
При сухом самоизмельчении можно поддерживать более крупный
помол руды, который во многих случаях является желательным.
Число стадий самоизмельчения определяется конечной круп-
ностью обогащаемой руды. При измельчении до 3—0,2 мм достаточно
одной стадии, при крупности 0,1 мм и меньшей требуется две или
больше стадий, Одностадиальное измельчение в последнем случае
в большинстве случаев вызывает нежелательное ошламование измель-
ченной руды.
Во второй стадии измельчения во многих случаях выгодно приме-
нять рудно-галечное измельчение, но если расход электроэнергии в
этой стадии мал (менее 5 кет • ч/т), то применение шаровых мель-
ниц может оказаться более выгодным вследствие больших размеров
галечных мельниц, большей их стоимости, большего расхода футе-
ровки, увеличения крупности измельчаемой руды (загрубление круп-
ных фракций) разубоживания руды галькой и засорения ее в отдель-
ных случаях вредными примесями.
Добавка' стальных шаров в мельницы рудного самоизмельчения
в количестве 6—7% объема мельницы увеличивает дробящую энер-
272
гию мельницы на 40—50% при увеличении расхода мощности на 50—
60%. Продукт измельчения получается более грубым, стоимость из-
мельчения увеличивается, капитальные затраты уменьшаются.
Содержание крупных классов в питании мельницы в меньшей, мере
влияет на результаты измельчения при добавке в мельницу шаров.
Применение рудного самоизмельчения и рудно-галечного измель-
чения в каждом конкретном случае должно производиться на основе
испытаний и технико-экономических расчетов.
§ 2.	ПРОМЫШЛЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ НА ОПЫТНОЙ СЕКЦИИ НКГОКа *
В СССР рудно-галечное измельчение применяется в течение ряда
лет на предприятиях золотодобывающей промышленности, на обо-
гатительной фабрике комбината «КМАруда» и на некоторых других
предприятиях.
Для изучения в промышленных условиях оборудования мокрого
бесшарового измельчения и процесса самоизмельчения магнетито-
вых руд различных месторождений СССР в 1966 г. на Ново-Кри-
ворожском комбинате построена опытно-промышленная установка.
Схемы технологического процесса и цепи аппаратов установки
показаны на рис. 61, 62.
Исходная руда дробится в одну стадию до крупности 300—0 мм
в конусной дробилке ККД-1500/180 (выпускная щель 220 мм). Из-
мельчение руды может проводиться в две или три стадии. В I стадии
руда измельчается в мельнице типа «Каскад» размером 7 X 2,2 м,
работающей в замкнутом цикле с двухспиральным классификато-
ром диаметром 3 м. Рабочий объем мельницы «Каскад» составляет
80 мй. Во II стадии промпродукт измельчается в двух мельницах
3,6 X 4,0 м с разгрузкой через решетку, работающих в замкнутом
цикле с гидроциклонами диаметром 350 мм. В качестве измельчаю-
щих тел в мельницы загружается рудная галька крупностью 80 мм
(7% класса 4- 75 мм и 50% класса 4-50 мм). При переходе на трех-
стаДиальную схему измельчения рудно-галечные мельницы- пере-
ключаются на последовательную работу: во II и III стадиях работают
по одной мельнице, каждая в замкнутом цикле с гидроциклонами
диаметром 350 мм. При двухстадиальном измельчении руда обога-
щается в три стадии.
В I, II и III стадиях обогащаются соответственно слив классифи-
катора, разгрузка рудно-галечных мельниц и слив гидроциклонов.
В I и II стадиях обогащения применяются противоточные сепараторы
26-СБ, а в III стадии — полупротивоточные сепараторы. Концентрат
обезвоживается на дисковых вакуум-фильтрах.
Мельница «Каскад» состоит из барабана 7, коренных подшипников
2, загрузочного устройства 3, привода, смазочной системы и электро-
оборудования (рис. 63). Корпус барабана состоит из двух половин,
* Составлена по данным института Механобрчермет и зарубежной прак-
тики.
18 Заказ 478
273
соединенных фланцами. К нему присоединены полые цапфы,опираю- 1
щиеся на коренные подшипники. В цапфы вставлены загрузочная j
5 и разгрузочная втулки 6. Первая втулка имеет спирали 8, пред- <
Руда
А вамоизмельче-
Y ниеI („Каскад")
5 стара
-ЮО+ЗОмн^	\-30мм
/ алька __________J	J
Классификация
Магнитная сепарация!
Классификация
Q Руднр-галечное
Y измельчение!
вут ар а
-10нм^	у/0 мм
Магнитная сепарация!
Перечистка.
Классификация
С г- щен ие
Магнитная сепарация!!
Руднаеалечное А
измельчениеШУк
бутара
Пеоечистка
Магнитная сепарация!!
' Перечистка
Перечисткахвостов
Фильтрация
Хвосты
Концентрат
Рис. 61. Технологическая схема опытной секции
НКГОКа с бесшаровым измельчением
назначенные для ускорения подачи руды в мельницу и элеваторные'
устройства 7 для возвращения в мельницу пульпы, проникающей че-
рез неплотности.
Футеровка барабана состоит из броневых плит 9 и клиньев 10.
Футеровка торцевых стенок выполнена из двух рядов плит 11, креп-
274	.
6
Рис. 62. Схема цепи аппаратов промышленной секции НКГОКа с бесшаровым
измельчением:
1 — бункер; 2 — дробилка ККД-1500; 3 — мельница самоизмельчения 2,2 х 7 лг, 4 — двух-
спиральный классификатор 0 3 м; 5 — рудно-галечная мельница 3,6 х 4,0 м; в — магнит-
ный сепаратор 26-СБ; 7—гидроциклон 0 350 aiai; 8 — насос; 9 — магнитный сепаратор
600 х 1500 мм; 10 — дешламатор 0 5 лГ, 11 — дисковый вакуум-фильтр Ду-68-2,5
(Приведено количество оборудования на секции)
Рис. 63. Мельница МБ 70-2:
1 — барабан; 2 — коренные подшипники; 3 — загрузочное устройство; 4 — цапфа; 5 —
загрузочная втулка; 6 — разгрузочная втулка; 7 — элеваторное устройство; 8 — спирали;
2 — броневая плита; 10 — клин; 11 — плита; 12 — лифтер; 13 — осевой конус; 14 — бутара
18*	275
ление которых осуществляется лифтерами 12 и болтами. В узел раз- 1
грузочной решетки входят ее секторы, футеровка и осевой конус 13. 1
Щели решеток имеют ширину 20 мм и выполнены с расширением до j
35 мм в сторону разгрузки. Лифтеры выступают над бронеплитами
барабана на 180 и 120 мм, торцовые лифтеры выступают над решет-
кой на 75 мм. За решеткой установлены разгрузочные лифтеры. На j
поверхности осевого конуса приварены ребра, предназначенные для
направления пульпы в разгрузочную цапфу.
Рудная галька из мельницы выделяется через окна, вырезанные <
в разгрузочной решетке. Классификация слива мельницы осуществ- j
ляется на бутаре 14, закрепленной на разгрузочной цапфе. Загрузоч-
ное устройство 3 представляет собой воронку с патрубком, передви-
гаемую на рельсах электрическим приводом.
Критическое число оборотов барабана 16,2 об/мин. Мельница
вращается со скоростью 12—13 об/мин. Оптимльная степень запол-
нения мельницы рудой.40%. Плотность пульпы в мельнице состав- :
ляет 60% твердого.
Гранулометрический состав исходной руды (питания мельницы)
оказывает решающее вляние на производительность мельницы. В ис- ,
ходной руде содержание классов +250, +150 и +100 мм должно
составлять не меньше 7—8, 15—25 и 20—30%. Класс +100 мм явля-
ется измельчающей средой и при его недостатке производительность
мельницы резко снижается.
Мельница «Каскад» выдает измельченный продукт с большим
содержанием мелочи и относительно малым содержанием класса
—1 +0,074 мм, что затрудняет получение относительно крупного
продукта в I стадии измельчения при разделении материала по круп-
ности в классификаторе. В мельнице «Каскад» крупность руды может
быть сокращена в один прием измельчения с 300 мм до 50—90% клас-
са —0,074 мм. Удельная производительность мельницы «Каскад»
по классу —0,074 мм достигает 1 т/мй • ч.
Для выделения гальки в определенном месте разгрузочной ре-
шетки мельницы «Каскад» вырезаются окна размерами 100 X 100 и
150 X 150 мм (одно или несколько). При вращении мельницы окно
проходит через рудный слой, куски руды, размер которых меньше
размеров окна, выходят из мельницы и вместе с разгрузкой попа-
дают в бутару, верхний продукт бутары является рудной галькой.
Количество и ситовый состав рудной гальки, выделяемой из мель-
ницы, зависит от размеров и расположения галечных окон, размеров
отверстий в бутаре и физических свойств руды. Размер максималь-
ной гальки составляет х/2размера окна, которые подбираются в зави-
симости от физических свойств руды. Галечные окна были выреза-
ны по центру внутреннего пояса решетки, размер окон выбирался
из условий получения гальки крупностью 80 мм.
В рудно-галечных мельницах промпродукт измельчается до 95%
класса —0,074 мм и более. Удельная производительность мельницы
по классу —0,074 Мм зависит от степени заполнения ее галькой, от
разжижения пульпы в мельнице. Максимальная удельная цроизво-
276
дительность мельницы достигается при степени ее заполнения галь-
кой, равной 45 % объема и при содержании твердого в разгрузке мель-
ницы 60—65%. При крупности измельчения 95% класса —0,074 мм
и 85% класса —0,053 мм удельная производительность по классам
—0,074 мм и —0,053 мм равна соответственно 0,6 и 0,62 т!м3 • ч.
Существенная доля удельной производительности (20—30%) по
классам 0,074 и 0,05 мм образуется за счет намола рудной гальки.
При галечном измельчении удается получить весьма тонкий по-
мол 95% класса —0,05 мм и более, так как в процессе измельчения
одновременно участвует значительно большее количество измельчаю-
щих тел, чем при шаровом. Ввиду того, что износ гальки происходит
в результате истирания, полное разрушение гальки протекает медлен-
но. Галька, размер которой меньше отверстий разгрузочной решетки
мельницы, но больше размера отверстий бутары мельницы, образуг
ет циркуляционную нагрузку и, попадая в поток пульпы, нарушает
работу оборудования. Поэтому галечные мельницы должны работать
с выводом из процесса рудного скрапа и подачей его в I стадию
измельчения. Галечное измельчение происходит в основном в резуль-
тате истирания.
Конечный продукт измельчения на 6Q—70% представлен части-
цами размером, менее 0,03 мм. Поэтому при применении галечных
мельниц особое внимание должно быть уделено снижению потерь
тонких частиц магнетита в хвостах. Качество концентратов при бес-
шаровом измельчении на 1—2% выше, чем при шаровом, что объяс-
няется более тонким измельчением и лучшим раскрытием минералов.
При самоизмельчении и рудно-галечном измельчении руды удель-
ные производительности по исходному питанию и вновь образован-
ным классам —0,074 и —0,05 мм ниже, чем при измельчении шарами.
§ 3.	РЕЗУЛЬТАТЫ ОБОГАЩЕНИЯ МАГНЕТИТОВЫХ РУД
С ПРИМЕНЕНИЕМ БЕСШАРОВОГО ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
Бесшаровое измельчение применялось на опытной секции НКГОК
для магнетитовых руд горнообогатительных комбинатов Ново-Кри-
ворожского, Лебединского, Ингулецкого, Михайловского, Южного,.
Северного и Днепровского.
Целью испытаний являлось определение производительности
мельниц и показателей обогащения при бесшаровом измельчении ру-
ды. Результаты испытаний приведены в табл. 77. Вес проб руды на-
ходился в пределах 6—15 тыс. т.
Испытания проводились по схемам с двумя или тремя стадиями
измельчения. В I стадии руда измельчалась в мельнице самоизмель-
чения МБ-70-22, во II и III стадиях — в рудногалечных мельницах
Рудногалечные мельницы во всех испытаниях работали с недогрузкой,,
поэтому удельные производительности мельниц являются низ-
кими, особенно в третьей стадии измельчения.
На производительность мельницы самоизмельчения существен-
ное влияние оказывают следующие факторы: дробимость и измель-
277
Таблица 77'
Результаты обогащения магнетитовых руд различных
месторождений с применением бесшарового измельчения
Показатели	Лебедин- ский ГОК	ингок	Михай- ловский ГОК	Днепров- ский ГОК	югок	СевГОК	нкгок
Производительность мельницы самоизмельчения по сухой ру-							
де, т/ч 		122,5	102,7	53,8 .	102,0	97,3	107,0	110
Содержание общего железа, %:							
в руде 		34,0	32,0	37,0	33,1	35,4	32,0	32,3
в концентрате		69,2	65,8	64,0	65,8	66,1	65,1	67,0
в хвостах		15,2	15,7	22,3	14,0	14,5	17,5	14,9
Выход концентрата, %	...	34,8	32,5	35,4	36,8	40,7	30,5	33,4
Извлечение железа в концен-							
трат, %		 Содержание магнитного железа,	70,7	66,9	61,0	73,3	76,0	62,0	69,2
							
/о • В руде 			24,7	24,2	25,8	27,1	29,0	24,6	
в хвостах		4,4	3,8	—	3,1	3,3	7;0	2,6
Содержание класса —100 мм	21,0						
в дробленой руде, %	... Удельная производительность по классу —0,074 л«л4, т/м3-ч:		43,0	24,0	32,0	49,6	 —	
	1,0	0,81					
мельницы самоизмельчения			0,52	1,1	0,93	0,66	0,62
рудногалечной мельницы:	0,6	0,56				0,3	
II стадия 				0,21	0,32	0,55		0,6
III стадия 		0,1	0,17	—	0,15	0,19	0,1	0,15
Удельная производительность по классу —0,05 лглг, т/м3 -ч	0,82						
мельницы самоизмельчения		0,67	0,46	1,0	—	0,63	0,81
рудногалечной мельницы:	0,64						
II стадия 			0,61	0,24	0,45	0,58	0,35	0,64
III стадия 		0,19	0,27	—	—	0,42	0,1	0,23
Содержание класса —0,074 »,							
/о • в концентрате		98,9	98,5	98,5	98,5	99,2	98,0	97,0
в сливе классификатора	72,7	68,0	93,1	88,0	74,8	65,6	70,6
Содержание класса —0,05 мм, %	95,2		06,5				
в концентрате			96,3		94,7	96,6	93,4	92,2
в сливе классификатора	58,0	57,0	89,0	78,8	60,3	56,7	64,0
Расход электроэнергии па 1 т							
руды, кет-ч/т: на мельницу самоизмельче- ния 		11,1	14,6	27,2	16,5	16,6	9,9	13,5
общий расход		24,0	30,0	47,4'	34,1	31,6	22,1	23,0
Содержание влаги, %: в руде 	  .	. .	—	1,7			3,0	3,0			1,0
в концентрате ......	12,0	—	16,0	—	—.	—•	—
Расход воды на1т руды, .и3/т  ч	7,0	8,7	—	9,0	10,0	10,0	—
Расход рудной гали, т/ч:				1,5	0,57	1,4	
II стадия 		—	—	—				—
III стадия 		—	—	—	0,8	0,51	1,5	—
278
чаемость руды, крупность исходного питания мельницы, количество
выводимых из процесса классов руды критической крупности, не
поддающихся измельчению, скорость вращения мельницы, степень
изношенности ударно-отражательных элементов внутри мельницы,
количество воды, добавляемой в мельницу, степень заполнения мель-
ницы рудой и др.
Руда карьера Лебединского ГОКа* Испытания проведены по схе-
мам с двумя и тремя стадиями измельчения и обогащения. Произ-
водительность мельницы самоизмельчения составила 122,5 т!ч при
крупности измельчения 65% класса —0,074 мм.
По схеме с двумя стадиями измельчения получен концентрат с
содержанием 68,5% железа при извлечении 74,5% и конечной круп-
ности измельчения 92% класса —0,053 мм.
По схеме с тремя стадиями измельчения получен концентрат с
содержанием 69,2% железа при извлечении 70,7% и конечной круп-
ности измельчения 96% класса —0,053 мм.
Руда Лебединского месторождения является наиболее легко из-
мельчаемой из испытанных руд, что объясняется значительной пори-
стостью, низкой удельной работой разрушения и особенностями
текстурно-структурного строения руды: крупной вкрапленностью
магнетита с четко выраженными кристаллами минералов.
Руда карьера ЮГОК.. Проведены испытания пробы руды Скеле-
ватского месторождения по схеме с тремя стадиями измельчения и
обогащения, Производительность мельницы самоизмельчения со-
ставила 97,3 m/ч при крупности измельчения 75% класса —0,074 лш.
Мельница работала при степени заполнения рудой 37% или на 2—5%
ниже оптимальной. Получен концентрат с содержанием 66,1% желе-
за при извлечении 76% и конечной крупности измельчения 96,6%
класса —0,053 мм.
Руда карьера СевГОКа, Проведены испытания пробы руды Перво-
майского месторождения по схеме с тремя стадиями измельчения и
обогащения. Производительность мельницы самоизмельчения соста-
вила 107 m/ч при крупности измельчения 65,6% класса —0,074 мм.
Степень заполнения мельницы рудой была на 8—10% ниже оптималь-
ной вследствие недостаточного количества крупных кусков в руде
и сравнительно легкой разрушаемостью руды.
Получен концентрат с содержанием 65,1% железа при извле-
чении 62% и конечной крупностью измельчения 93,4% класса
—0,053 мм. Высокие потери магнитного железа в хвостах (7—8%)
обусловлены имевшей место перегрузкой магнитных сепараторов I
и II стадии.
Руда карьера Днепровского ГОКа. Проведены испытания пробы
руды Горишне-Плавненского месторождения по схеме с. двумя и тре-
мя стадиями измельчения и обогащения. Мельница самоизмельчения
работала при степени заполнения рудой на 3% ниже оптимальвой.
Производительность мельницы изменялась от 87 до 108 т!ч в резуль-
тате колебания содержания класса +150 мм в руде в пределах 15—
23%. По схеме с двумя стадиями измельчения содержание железа в
279
концентрате составило 65,8% при извлечении 73,3% и конечной 1
крупности измельчения 98,5% класса —0,074 мм. По схеме с тремя 1
стадиями измельчения получен концентрат с содержанием 66,3% I
железа при извлечении 73,8% и крупности измельчения 94,6% клас- |
са —0,053 мм.
В концентрате содержится около 1% сростков и 7% свободных 1
нерудных частиц, в хвостах свободные зерна магнетита .в основном 1
содержатся в тонких классах —0,053 мм.	i
Руда карьера НКГОКа. Опытная секция с бесшаровым измель- 
чением при обогащении руды карьера НКГОК работает по схеме с 5
двумя стадиями измельчения и обогащения. Производительность ;
мельницы самоизмельчения составляет около 100—110 т!ч при круп-
ности измельчения 70% класса —0,074 мм. Секция выдает концентрат ;
с содержанием 65—66% железа при извлечений 70%.
Руда карьера ИНГОКа. Проведены испытания по схеме с двумя J
стадиями измельчения и обогащения. Производительность мельницы 
самоизмельчения составила 101,5 т!ч при крупности измельчения
70% класса —0,074 мм. Получен концентрат с содержанием 65,8 %
железа при извлечении 66,9% и конечной крупности измельчения
96% класса —0,053 мм.
Руда Михайловского ГОКа. Испытания пробы руды Михайловского
месторождения проведены по двум технологическим схемам: двух- :
стадиальной схеме измельчения и обогащения с применением бес- :
шарового помола и трехстадиальной схеме измельчения в стержне- .
вых и шаровых мельницах с четырехстадиальным обогащением.
Производительность мельницы самоизмельчения составила
53,8 т!ч при крупности изйельчения 89% класса —0,053 мм, более
высокой производительности мельницы достигнуть не удалось. Труд-
ность бесшарового измельчения михайловских кварцитов объясня-
ется очень плотной структурой руды с тончайшей вкрапленностью
магнетита. В мельнице руда при. соударении не раскалывается,
процесс измельчения сводится преимущественно к истиранию
РУДЫ-
Михайловские кварциты обладают повышенной сопротивляемо-
стью дроблению и измельчению. Контактная прочность руды, опре-
деленная методом толчения, составляет по шкале Протодьяконова
17—18 баллов, а для руды карьера ЮГОК 12 баллов. Удельная ра-
бота разрушения михайловской руды составляет 21,3 кГм/см3, а для
руды ЮГОК — 17 кГм/см\ Михайловские кварциты имеют пори-
стость 0,6%, а пористость руды Лебединского месторождения — 6%.
Пористость руды является важным фактором, влияющим на ме-
ханическую прочность материала: с уменьшением ее ухудшается
измельчаемость руды.
По схеме с бесшаровым измельчением получен концентрат с со-
держанием 64% железа при извлечении 61% и конечной крупности
измельчения 96% класса —0,053 мм.
Сравнительные результаты обогащения михайловской руды по
схеме с шаровым и бесшаровым измельчением приведены ниже:
280
Показатели	Шаровое	Бесша- ровое
Производительность мельницы I стадии, т/ч	 Содержание железа, %:	143,7	53,8
в руде		36,0	37,0
в концентрате			62,8	64,0
в хвостах 		' 18,9	22,3
Извлечение железа, %		67,5	61,0
Выход концентрата, %	'	 Удельная производительность по классу —0,074 лим, т/м?  ч	38,7	35,4
I стадия		1,11	0,52
II стадия 	-	 Удельная производительность по классу—0,053 мм, т/м3-ч:	0,98	0,21
II стадия		0,95	0,24
III стадия			0,25	—
Удельный расход электроэнергии на 1 т руды квт/ч. . . Содержание класса —0,074 мм, %:	27,1	47,4
I стадия		62,0	93,1
II стадия 		88,0	98,5
III стадия		95,5	—
Влажность кека, % 		12,4	16,0
По совокупности данных схема с измельчением в стержневых и
шаровых мельницах имеет преимущество по сравнению со схемой
с бесшаровым помолом. ,
§ 4.	СРАВНИТЕЛЬНАЯ ОЦЕНКА ШАРОВОГО
И БЕСШАРОВОГО ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
Сопоставление крупности измельчения по стадиям при бесшаро-
вом и шаровом помоле показывает, что более тонкий материал во
всех стадиях получен при бесшаровом измельчении руды. Это явле-
ние наблюдается для всех руд и обусловлено большей долей участия
истирания в общей работе измельчения. При шаровом измельчении
в сливе гидроциклонов содержится 3% класса 0,01—0 мм и 9% клас-
са 0,02—0 мм , а при галечном измельчении содержание этих классов
соответственно равно 12 и 26%. При бесшаровом измельчении во всех
стадиях измельчения удельные производительности по исходному
питанию и вновь образованным классам 0,074 и 0,053 мм ниже, чем
при шаровом. Характерно, что для более тонких классов значения
удельных производительностей при шаровом и бесшаровом измель-
чении сближаются. Относительно низкая удельная производитель-
ность в последней стадии галечного измельчения обусловлена избыт-
ком объемов мельниц. Содержание железа в концентрате на всех ру-
дах при бесшаровом измельчении получено более высокое, чем при
шаровом. Высокое качество концентрата достигается в результате
весьма тонкого измельчения. Лучшее раскрытие минералов при
281
Таблица 78
Сравнение технологических показателей обогащения различных руд
при шаровом и бесшаровом измельчении
		ИКГОК		Инггк		Лебединский ГОК	
		Измельчение					
	Показатели						1
		О	§	О	си	О	CU
ГС <5		о Си ГС а	й о о а) о Ю W	о си ГС а	й о U и о Ю W	о £ S	а» о ю рэ
I	Содержание в сливе классифи-						
	катера, %:						
	 —0,074 Л4Л4		56,7	70,6	57,3	67,0	62,5	72,7
	—0,05 лг.м		48,5	61,6	49,8	56,5	47,5	57,5
	Содержание железа, %						
	в руде 		32,8	32,4	32,6	32,0	34,0	34,0
	в промпродукте 		48,6	46,0	44,5	47,2	54,9	48,0
	в хвостах 		15,3	14,5	15,2	14,2	15,6	12,9
II	Содержание в сливе гидроцикло-						
	нов класса, %:						
	—0,074 .млг	 —0,05 .млг		78,0 61,0	92,8 84,3	85,5 75,5	94,1 84,6	90,0 78,0	92,6 81,2
	Содержание железа, %:						
	в промпродукте 		60,9	60,5	58,8	59,3	66,5	64,2
	в хвостах		15,3	11,5	15,8	13,2	—	16,4
III	Содержание в сливе гидроцикло-						
	нов класса, %:						
	—0,074 Л4Л1	 —0,05 Л4Л4		94,5 79,0	97,0 92,2	96,8 89,0	98,5 96,3.	97,0 92,0	98,9 95,2
	Содержание железа в концен-						
	трате, %		 Извлечение железа в концен-	65,2	67,0	65,0	65,8 .	68,1	69,2
	трат, %			69,5	66,8—	73,5*	72,5*	80,0	74,5
			69,2				
I	Производительность, т/ч . . , Удельная производительность,	216	110	216	102	124	119,5
	т/м3-ч:						
	по исходной руде ....	2,86	1,36	3,0	1,27	2,76	1,5
	по классу —0,074 мм . .	1,52	0,62	1,49	0,81	1,5	1,03
	по классу —0,05 мм . . .	1,3	0,81	1,29	0,67	1,15	0,82
II	Производительность, т/ч . . . Удельная производительность,	115,8	62,2	132	57,9	68	69,9
	т/м3 -ч:						
	по исходной руде ....	3,2	1,73	2,73	1,61	3,04	1,94
	по классу —0,074 мм . .	1,1	0,6	0,82	0,56	0,91	0,55
	по классу —0,05 мм . . .	0,84	0,64	0,80	0,61	1,0	0,64
282
Продолжение табл. 78
		НКГОК		ИнГОК		Лебединский ГОК	
	Показатели	Измельчение					
					1		
К		о	л	О	л	О	о ft
Стади		о ft СВ S	L Ф о Ю ей	о ft ИЗ а	а о Ф ф о Ю д	§ ft го а	L Ф о ю м
III	Производительность, т/ч ... Удельная производительность,	84,0	43,8	89,0	42,7	55,0	46,9
	т/м3 -ч:						
	по исходной руде ....	2,34	1,22	1,83	1,19	2,46	1,3
	по классу —0,074 мм	. .	0,33	0,15	0,32	0,17	0,23	0,1
	по классу —0,05 мм . . .	0,44	0,23	0,39	0,27	0,52	0,19
I	Расход электроэнергии при из-						
	мельчении, кет-ч/т:						
	РУДЫ 	 образованного класса	8,2	13,5	9,8	14,2	—	11,1
	—0,074		 образованного класса	14,9	20,2	19,8	22,7	—	16,1
	—0,05 мм		17,7	22,9	22,8	26,8	—	20,2
II	Расход электроэнергии при из-		-				
	мельчении, кет-ч/т:						
	РУДЫ 	 образованного класса	4,4	4,4	5,5	4,7	—	4,1
	—0,074 .млг	 образованного, класса	24,4	22,3	30,0	23,8	—	24,8
	—0,05 мм		31,9	20,7	36,0	21,8	—	21,4
III	Расход электроэнергии при из-						
	мельчении, кет-ч/т:						
	РУДЫ 	 образованного класса	4,54	4,4	5,5	4,7	—	4,0
	—0,074 Л1Л1	 образованного класса	34,0	89,6	77,3	78,7	—	165,4
	—0,05 мм		63,0	59,0	62,5	49,5	—	71,6
1 +	Расход электроэнергии при из-						
+ 11 +	мельчении, квпъ'ч/т:						
+ III	РУДЫ 		16,9	22,4	20,8	23,8			19,2
	образованного класса						
	—0,074 лиг	 образованного класса	22,4	22,4	27,7	26,9	—	21,8
	—0,05 мм		26,0	25,6	29,8	28,3	—	24,1
* За апрель 1969 г.
283
J
самоизмельчении наблюдается в I стадии на крупновкрапленных ру=
дах Лебединского месторождения, на криворожских кварцитах эта
явление не замечено. В конечных стадиях измельчения разницы в рас-
крытии минералов при шаровом и бесшаровом измельчении не на-
блюдается.
Удельный расход электроэнергии на измельчение 1 т руды в
I стадии бесшаровым способом выше, чем шаровым и составляет для
руды НКГОКа 13,5 против 8,2 кет • ч. Удельный расход электро-
энергии на образование 1 т классов —0,074 и 0,05 мм в I стадии так-
же выше, чем при шаровом измельчении. По данным института Меха-
нобрчермет, в циклах рудно-галечного измельчения удельный рас-
ход электроэнергии на образование 1 т классов —0,074 и 0,05 мм
ниже, чем при шаровом помоле.
В целом по циклу измельчения удельный расход электроэнергий
на 1 т руды НКГОКа при шаровом измельчении на 5,5 кет • ч ниже;
чем при бесшаровом измельчении. На образование 1 т класса
—0,05 мм при бесшаровом измельчении затрачивается на 0,5—
1,5 кет • ч меньше электроэнергии, чем при шаровом.
Анализ всех статей затрат при бесшаровом и шаровом измельче-!
нии показывает, что в целом себестоимость 1 т концентрата при
бесшаровом измельчении на 20—50 коп. ниже, чем при шаровом.'
Основная часть экономического эффекта получается в результате!
исключения расхода шаров, стержней и повышения металлургиче-
ской ценности концентрата.
Вследствие улучшения экономических показателей, а также бо-
лее высокого качества концентрата, применение бесшарового из-
мельчения является целесообразным на новых горнообогатительных;
комбинатах. Недостатком способа, который должен быть устранен в:
дальнейшей работе, является меньшее извлечение железа в концент-
рат по сравнению с шаровым измельчением.
Сравнение технологических показателей обогащения различных-;
руд при шаровом и бесшаровом измельчении приведено в табл. 78.
РАЗДЕЛ ТРЕТИЙ
ЗАРУБЕЖНЫЕ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЕ
ПРЕДПРИЯТИЯ ДЛЯ ОБРАБОТКИ
МАГНЕТИТОВЫХ РУД
Глава VII
МАГНИТНООБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ США
Железорудный бассейн Верхнего озера является основной базой
черной металлургии США. Руды- Верхнего озера представлены тонко-
вкрапленными кварцитами со средним содержанием 30—35 % железа.
Сравнительно небольшая часть кварцитов подверглась выщелачи-
ванию с удалением кремнезема, что привело к образованию залежей
богатых гематитовых руд. Основная же масса кварцитов под-
верглась лишь различного характера метаморфическим изменениям,
в результате которых кварциты отдельных районов бассейна Верх-
него озера существенно различаются по минеральному составу,
вкрапленности и физическим свойствам.
Важнейшими районами бассейна Верхнего озера по объему до-
бычи магнетитовых кварцитов являются Месаби (штат Миннесота),
Миномайни и Маркет (штат Мичиган). Для каждого из этих районов
характерен определенный тип руды. Магнетитовые кварциты (так
называемые такониты) района Месаби отличаются чрезвычайно вы-
сокой твердостью и тонкой равномерной вкрапленностью магнетита,
зерна которого раскрываются лишь при измельчении до минус
0,044 мм.
Руды района Миномайни представлены рудными минералами:
магнетитом и гематитом при неравномерной их вкрапленности, поз-
воляющей выделить из них часть концентрата гравитационным мето-
дом после грубого измельчения. Руды района Маркет являются ге-
матитовыми. Руды районов Миномайни и Маркет называют джеспи-
литами, твердость их значительно ниже., чем таконитов Месаби, а
размер рудных зерен выше.
Весь концентрат, получаемый при обогащении руды Верхнего
озера, подвергается окомкованию. Предприятия, расположенные в
штатах Миннесота, Мичиган и Висконсин, выработали в 1968 г.
40,94 млн. т окатышей, выпуск окатышей увеличится в 1980 г.— до
75 млн. шив 1990 г.— до 94 млн. т.
285
§ 1. ОБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ РАЙОНА МЕСАБИ
Рудное тело района Месаби прослеживается вдоль границы до-
ледниковых отложений железосодержащих горных пород докембрий-
ской формации, называемой формацией Бивабик Айрон.
Свита железосодержащих пород залегает на южных отрогах гра-
нитов кряжа «Гигант», располагаясь под ним с падением около 8°
в юго-восточном направлении. Свита представляет собой толщу
железосодержащих пород осадочного происхождения мощностью от
60 (100) до 200 (250) м и протяженностью около 220 км [82].
В результате процессов окисления и выщелачивания первичной
магнетитовой руды месторождения образовались следующие разно-
видности: первичные бедные магнетитовые руды (такониты), частично
измененные первичные руды — окисленные такониты и незна-
чительно измененные первичные руды — полутакониты. По способу
обогащения и металлургическому использованию различают: про-
мывочные, гравитационные и доменные руды.
Такониты — первичные бедные магнетитовые, тонковкраплен-
ные руды с содержанием 30—33% железа.На базе их построены
крупные магнитнообогатительные фабрики в шт. Миннесота. По
промышленному значению, составу и вкрапленности минералов
неокисленные такониты США близки к магнетитовым роговикам
Криворожского бассейна, отличаясь главным образом меньшим со-
держанием железа.
Промывочные и гравитационные руды — измененные в различ-
ной степени вторичные руды — с более высоким содержанием же-
леза (35—50%), чем в неокисленных рудах, обычно обогащаются
промывкой или в тяжелых суспензиях.	i
Доменные руды с высоким содержанием железа (55%) использу-
ются для доменной плавки после дробления, грохочения и агломера-
ции мелочи.
Такониты четырех железосодержащих пластов различаются по
составу и вкрапленности минералов. Породы нижнего роговикового
слоя отличаются от пород верхнего роговикового слоя более круп-
ной вкрапленностью. Такониты нижнего роговикового слоя удовлет-
ворительно обогащаются после измельчения до —0Д5л€Л€ (75% класса
—0,043 мм), а породы верхнего роговикового слоя должны из-
мельчаться до —0,05 мм и тоньше. Породы верхнего и нижнего слан-
цевых слоев отличаются очень тонкой вкрапленностью железосодер-
жащих минералов: (полностью не раскрываются даже при измель-
чении до —0,025 мм). Обогащение их вследствие этого пока
нерентабельно.
В неокисленных таконитах содержится примерно 30% Fe, около
50% SiO2, менее 1% гематита. Железо в форме магнетита составляет
70—75% общего содержания железа. Мартит, гематит и гидроокислы
железа содержатся в небольших количествах. Основной нерудный
минерал — кварц, в подчиненном количестве содержатся роговая об-
манка, хлорит и другие минералы.
286
Таблица 79
Химический состав таконитовой руды района Месаби, %
Элементы и окиелы	Фабрика Сильвер-Бей	Фабрика Хойт Лейке
Всего железа	32,0	31,2
Магнитного железа	24,5	21,3
SiO2	45,2	49,1
А12О3	0,8	0,2
СаО	2,3	1,4
MgO	3,0	1,3
Р	0,05	0,025
S	0,02	
Мп	0,3	
% железа в форме магнетита	76,5	68,2
СаО-|-MgO Отношение	„	- 0,12	0,06
S1O2+AI2O3		
Химический состав таконитовой руды приведен в табл. 79.
Вкрапленйость нерудных минералов и полосчатое строение тако-
нитов позволяют выделять из них отвальные хвосты, начиная с круп-
ности 3—5 мм. При более крупном измельчении выход хвостов умень-
шается и содержание железа в них возрастает, так же, как это про-
исходит при обогащении криворожских магнетитовых роговиков.
Концентрат хорошего качества выделяется лишь при тонком измель-
чении до 0,044 мм. Такониты обладают высокой прочностью — сред-
нее сопротивление сжатию составляет около 3900 кГ!см2.
Из магнетитовых таконитов магнитным методом обогащения по-
лучают концентрат с содержанием 64—67% железа.
Обогатительная фабрика Сильвер-Бей
Обогатительная фабрика Сильвер-Бей [83] введена в эксплуа-
тацию в 1955 г. на базе месторождения, расположенного на крайнем
востоке железорудного района Месаби на берегу Серебряного залива
(Сильвер-Бей) Верхнего озера. Месторождение имеет запасы свы-
ше 1,5 млрд, т магнетитовых таконитов с содержанием 25—30 % же-
леза. Залежи руды простираются на 14,5 км в длину и около 1 км в
ширину при глубине залегания в наиболее мощной части до 55 м.
Толщина наносов от 1 до 7 м, во многих местах наблюдаются выходы
таконитов на поверхность. Твердость таконитов по Бриннелю около
600 единиц. Объемный вес руды в целике 3,64 т!м\ Вкрапленность
очень тонкая и требует для раскрытия зерен минералов измельчения
до 80% класса —0,044 мм. Вмещающая порода состоит в основном
из сланцев и железных силикатов.
Строительству фабрики Сильвер-Бей предшествовали длитель-
ные исследования магнетитовых таконитов в лабораторных условиях
с последующей отработкой технологической схемы обогащения и
287
освоения промышленного оборудования на опытной фабрике Беббит,
пущенной в 1952 г. Производительность опытной фабрики составляет
300 тыс. т окатышей в год.
Опыт эксплуатации фабрики Беббит показал, что для дробления
и измельчения таконитов нужно специальное оборудование. Для ша-
ровых мельниц было испытано несколько марок стали и спроекти-
ровано несколько типов футеровок с лифтерами одно-, двух- и трех-
волнового типа. Для дробилок были созданы специальные профили
дробящих зон. Для сокращения износа футеровок дробящих кону-
сов были разработаны специальные легированные стали. Угол зоны
дробления и толщина футеровок изменены с тем, чтобы достигнуть мак-
симальной пропускной способности.
Отношение длины стержневой мельницы к ее диаметру является
важнейшим фактором. Первоначально установленная на фабрике
Беббит стержневая мельница 3,2 X 3,6 м была удлинена до 4,37 м.
В результате удлинения мельницы показатели работы улучшились,
после чего на фабрике Сильвер-Бей были установлены мельницы ана-
логичного размера. Испытывались разные скорости вращения стерж-
невой мельницы в пределах от 57 до 85% от критической. Предпочте-
ние отдано низким скоростям в пределах 14,5—15 оборотов в минуту,
которые внедрены на фабрике. Для снижения крупности разгрузки
увеличен диаметр стержней с 90 до 100 мм. Замена стержней круп-
ными шарами диаметром 125 мм не дает нужных результатов.
Сравнивалась работа спиральных классификаторов и гидроцик-
лонов в замкнутом цикле измельчения с шаровыми мельницами.
В результате испытаний выявлено преимущество применения гидро-
циклонов. Опыт показал, что от плотности пульпы, особенно в цик-
лах измельчения и классификации, зависят эффективность и сроки
работы оборудования. Оптимальные плотности, которые определили
количество потребцой воды в различных стадиях процесса, были точ-
но отработаны на фйбрике Беббит и перенесены на фабрику Сильвер-
Бей, где допускаются очень небольшие колебания плотности пульпы.
Для получения конечной дробленой руды необходимо работу
короткоконусных дробилок диаметром 2,1 м осуществлять в откры-
том цикле. Замкнутый цикл резко снижает производительность дро-
билок.
На фабрике Беббит готовились также рабочие и руководящий пер-
сонал для фабрики Сильвер-Бей.
Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Сильвер-Бей,
размеры и количество оборудования, установленного на фабрике,
приведено на рис. 64. Добыча руды производится открытым способом,
руда самосвалами-прицепами, имеющими боковое опрокидывание,
грузоподъемностью 40 т , доставляется к отделению крупного дроб-
ления, расположенному на руднике Беббит в 0,8 км от места добычи.
Автосамосвалы разгружают руду непосредственно в дробилку
I стадии.
Дробление руды осуществляется в четыре стадии. В I стадии ру-
да дробится до крупности 230 мм в конусной дробилке производи-
288
тельнбстью 3500 т/ч. Исключительно высокая абразивность тако-
нитов вызывает необходимость смены футеровки конуса дробилки
примерно после переработки 1,8 млн. т руды, а футеровки чаши —
после 2,4 млн. т. Разгрузка дробилки проходит через виброконсоль-
ный колосниковый грохот со щелью 100 мм. Во II стадии руда дро-
бится до крупности 75 мм в гирационных конусных дробилках произ-
PySa
Рис. 64. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Сильвер-Бей:
1 — бункер; 2 — конусная дробилка 1525 лш; 3— колосниковый грохот; 4—гирацион-
ная дробилка 760 jkjk, 4шт.; 5 — короткоконусная дробилка 2135 мм, 8 шт.; в — двухдечный
вибрационный грохот 1830 X 3660 мм, 8 шт.; 7 — бункер дробленой руды, 2 шт.; 8 — стерж-
невая мельницаЗ,2—5,5 ai, 12 шт.; 9 — трехбарабанный магнитный сепаратор 915 х 1220 мм,
24 шт.; 10 —гидроциклон 0 152 лш, 96 шт.; 11 — шаровая мельница 3,2 X 5,5 Л1, 24 шт.;
12 —ленточный электромагнитный сепаратор 1220 лии, 96 шт.; 13—двухбарабанный маг-
нитный сепаратор 762 х 915 мм, 72 шт.; 14 — дешламатор «Сифонсайзер» 0 4880 мм, 2Л шт.;
15—размагничивающий аппарат; 16— гидросепаратор 0 4880мм, 24 шт.; 27 — диско»
ч	вый вакуум-фильтр, 12 шт.
(Приведено количество оборудования на фабрике)"
водительностью 900 т/ч. Футеровка конуса и чаши дробилки заме-
няются после переработки 0,4 млн. т руды.
В III и IV стадиях руда дробится в короткоконусных дробилках
до крупностей соответственно 32 и 19 мм с предварительным грохо-
чением на вибрационных грохотах. В конечном продукте дробления
содержится 32% класса +12 мм и 10% класса —0,42 мм.
Отделение крупного дробления (I и II стадии) расположено на
руднике Беббит, удаленном на 78 км от фабрики Сильвер-Бей. Из
бункеров отделения крупного дробления руда грузится в железно-
дорожные вагоны, грузоподъемностью 80 m каждый, и доставляется
на фабрику Сильвер-Бей. Один вагон загружается за две минуты.
Погрузка производится без остановки составов при помощи автома-
тически действующих погрузочных желобов, управляемых опера-
тором. На фабрике Сильвер-Бей руда выгружается из вагонов
19 Заказ 478	289
вращающимся опрокидывателем, производительностью 3150 т/ч.
Шарнирная сцепка вагонов позволяет не расцеплять их для опроки-
дывания.
Общий расход энергии на дробление, включая транспортные и
вспомогательные механизмы, 3,1 кет • ч/т и распределяется по ста-
диям дробления: I стадия — 0,12 кет • ч, II стадия — 0,33 кет • ч,
III стадия — 1,2 кет • ч, IV стадия — 1,47 кет • ч. В дробильных
цехах занято три производственных рабочих в смену: один на раз-
грузке вагонов, один в отделении I и II стадий и один в отделении
III и IV стадии дробления.
Цех обогащения состоит из 12 секций. Измельчение руды произ-
водится в две стадии. В I стадии руда измельчается до крупности
6—0 мм (10% класса +1,65 мм и 32% класса —0,15 мм) в стержне-
вых мельницах при плотности разгрузки 70% твердого и произво-
дительности мельницы 150 т/ч. В мельницу загружаются стержни
диаметром 105 мм, расход стержней 1,04 кг/т руды. Скорость враще-
ния стержневой мельницы 15 об/мин или 62% от критической ско-
рости.
Во II стадии промпродукт измельчается до крупности 88% клас-
са —0,044 мм в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле
с гидроциклонами диаметром 152 мм.
Производительность гидроциклона 18,2 т/ч при содержании
класса —0,053 мм в питании, сливе и песках 25, 90 и 10%. Напор
на входе в гидроциклон 1,75 кГ/см2. Диаметр входного патрубка
сливной и песковой насадок равны 76, 127, 67 мм. Угол конусности
гидроциклона 20°. Производительность мельницы по промпродукту
50 т/ч. Скорость вращения шаровой мельницы 16 об/мин. В мель-
ницу загружаются шары диаметром 50 и 32 мм. Расход шаров
0,40 кг/т. Суммарный расход стали на 1 т руды (включая дроб-
ление и прочее) составляет 2,25 кг. Все мельницы, как стержневые,
так и шаровые, удлинены с 4,87 до 5,48 м. Увеличение длины мельниц
повысило общую производительность мельниц на 2%. Суммарный
расход энергии на измельчение 1 т руды 19 кет • ч.
Обогащение руды проводится в три стадии. В I стадии обога-
щается разгрузка стержневых мельниц в три приема магнитной сепа-
рации с леречистками магнитного продукта. В этой стадии работают
барабанные магнитные сепараторы с шестиполюсной электромагнит-
ной системой. Напряженность поля на расстоянии 50 мм от поверх-
ности барабана равна 800 гс. Между барабаном первого приема (диа-
метр 910 мм) и барабаном второго приема сепарации (диаметром
1220 мм) проводится разжижение пульпы. В I стадии содержание
железа в промпродуйте достигает 4б%. Нагрузка на сепаратор
50 т/ч (41 т/ч на 1 м длины барабана). Ранее I стадия состояла из
двух приемов магнитной сепарации, введение третьего приема маг-
нитной сепарации увеличило выход хвостов с 25 до 35%. Во II ста-
дии обогащается разгрузка шаровых мельниц на ленточных сепара-
торах с десятиполюсной электромагнитной системой. Производитель-
ность сепаратора 60 т/ч (49 т/ч на 1 м ширины сепаратора). В III
290	'	'
стадии обогащается слив гидроциклонов в два приема магнитной сепа-
рации с предварительным обесшламливанием в дешламаторах с си-
фонной разгрузкой песков («Сифон — сайзер»). Применение дешла-
маторов вместо гидросепараторов позволило снизить содержание
железа в сливе дешламаторов с 8 до 2% и уменьшить содержание
кремнезема в концентрате. Пески дешламаторов обогащаются на
полупротивоточных барабанных сепараторах с шестиполюсной элект-
ромагнитной системой. Производительность сепаратора 11 т/ч
(10 т!ч на 1 м длины барабана). Расход энергии на магнитную сепа-
рацию равен 1 кет  ч на 1 т руды. Концентрат подается для сгуще-
ния в гидросепараторы, а затем для обезвоживания до влажности
9,5% на дисковые вакуум-фильтры и подвергается окомкованию.
Общий расход электроэнергии на 1 т окатышей равен 82 кет • ч.
Технологическая схема обеспечивает получение концентрата с
содержанием 65,3% железа и кремнезема 8% при извлечении 64—
68%. Производительность фабрики 70 тыс. т руды в сутки.
Сумма капитальных затрат по всему комбинату (рудник, желез-
нодорожный транспорт, обогащение, окомкование, порт) равна
310 млн. долл. Удельные капитальные затраты на 1 т окатышей
34,5 долл.
Расход воды на фабрике составляет 430 м3/мин. Приблизительно
около 40 at3 воды расходуется для получения 1 т концентрата..
Хвосты фабрики сбрасываются в натуральную впадину на дне озера
глубиной 300 м. Возможность удалять хвосты в озеро и определила
выбор размещения фабрики [84].
Обогатительная фабрика Хойт Лейке (Эри)
Строительству фабрики Хойт-Лейкс, фирмы Эри Майнинт, пред-
шествовали испытания обогащения руды в лабораторных и промы-
шленных условиях. В 1948 г. была введена в действие опытная фаб-
рика Аврора производительностью 200 тыс. т в год готовых
окатышей. Все установленное на опытной фабрике оборудование
(за исключением, головной дробилки) .было промышленного мас-
штаба [85].
После отработки на опытной фабрике технологии обогащения
руды и испытания оборудования была построена фабрика Хойт
Лейке, введенная в эксплуатацию в 1957 г. Проектная мощность
ее была освоена к концу 1961 г.
На исследовательскую работу и проектирование израсходовано
22 млн. долл. На строительство предприятия Хойт Лейке затра-
чено 300 млн. долл.
Руды месторождения, эксплуатируемого фабрикой Хойт Лейке,
относятся к железорудной формации Бивабик и представляют собой
типичные для района Месаби магнетитовые кварциты (такоциты).
В пределах двух отрабатываемых карьеров имеются два типа руд —
сланцеватые и полосчатые, залегающие в виде четырех мощных
19*
291
пластов; верхний сланцевый (35 м), верхний кремнистый (53 м), (
нижний сланцевый (32 м) и нижний кремнистый (37 м).	[
Удельный вес руды 3 т/м3, временное сопротивление раздавли- '
ванию 3850 кГ/см3. Среднее содержание железа в руде 32,5%, в том
числе в виде магнетита 22,5%; остальные железосодержащие мине-
ралы представлены силикатами и в меньшем количестве сидеритом.
Вещественный состав, содержание магнитного железа и крепость
руды в различных участках и забоях карьеров изменяются в широ-
ких пределах, что неблагоприятно отражается на технологии и пока-
зателях обогащения. В связи с этим важной задачей являлось усред-
нение поступающей на фабрику руды. Усреднение достигнуто в ре-
зультате регулирования подачи на фабрику руд разных типов,
добываемых из различных участков и забоев.
Оценка руд проводится двумя способами: посредством широко
поставленной эксплуатационной разведки и непрерывным опреде-
лением содержания магнитного железа в руде, после первой стадии
дробления, производимого с помощью магнитометрического устрой-
ства. Вся информация о составе руды поступает транспортному
диспетчеру и в пункт контроля качества руды, откуда затем даются
оперативные команды о подаче руды из тех или иных забоев и о ре-
гулировке технологического процесса на обогатительной фабрике.
Основным критерием для определения состава рудной смеси являются
керновые пробы, подвергаемые расширенным испытаниям. Тако-
ниты западного карьера (размером 4,0 X 1,0 км) являются наибо-
лее легкообогатимой рудой, так как зерна магнетита крупнее и легче
раскрываются при измельчении.
Руда восточного карьера (размером 1,7 X 1,0 км) отличается
худшей обогатимостью, так как здесь чаще встречаются силикаты
и карбонаты. Из карьеров на фабрику руда перевозится железно-
дорожным транспортом на расстоянии 4,8 км.
Дробление руды осуществляется в четыре стадии. Корпус круп-
ного дробления состоит из двух идентичных секций, каждая из кото-
рых включает одну головную конусную дробилку и четыре редукци-
онных. Обычно работает одна секция, а вторая является резервной
или подвергается плановому ремонту. Производительность секции
80 тыс. т руды в сутки. Размер выпускной щели головной дробилки
регулируется гидравлическим устройством и поддерживается рав-
ным 172 мм. Крупность руды после I стадии дробления составляет
300 мм. Футеровка конуса головной дробилки заменяется после
переработки 1,5 млн. т руды. Срок службы верхних рядов футе-
ровки в 4—5 раз больше [86].
Во II стадии руда дробится до крупности 150 мм. Дробилки II ста-
дии работают в тяжелых условиях, их срок службы сравнительно мал,
поэтому предусмотрен перенос дробилок для ремонта на специальную
ремонтную площадку. Футеровка дробящего конуса состоит из трех
рядов. Коэффициент износа рядов футеровки начиная снизу при-
близительно находится в соотношении 1; 4; 10. Запыленность воздуха
в дробильном отделении низкая, что обеспечивается системами су-
292
хого и мокрого пылеулавливания производительностью 7080 м3/мин.
Уловленная пыль в виде водной суспензии подается насосами в от-
деление обогащения. После II стадии дробления руда подается
в бункера, в которых установлены горелки для подогрева с целью
предотвращения смерзания руды. Отделение среднего и мелкого
дробления состоит из семи секций, каждая из которых включает
одну конусную дробилку и две короткоконусные дробилки. Перед
последней стадией дробления производится грохочение руды. Щель
в дробилках среднего дробления регулируется в пределах 22—38 мм
в зависимости от износа футеровки. Щель короткоконусных дроби-
лок устанавливается 4—5 мм и регулируется 5—6 раз в сутки.
Все дробилки снабжены гидравлическими системами регулировки
разгрузочных щелей. В III стадии руда дробится до крупности
30 мм. Конечная крупность дробленой руды 25—0 мм (75% класса
—12 мм). Использование высокоуглеродистой марганцовистой стали
и усовершенствование конструкции футеровок. короткоконусных
дробилок позволили увеличить срок службы футеровки с 59 до
177 тыс. т перерабатываемой руды. На собственно дробление в от-
делении расходуется 60% (6 тыс. кет) установленной мощности,
остальные 40% (4 тыс. кет) составляет мощность двигателей вспомо-
гательного оборудования — конвейеров, насосов, вентиляторов, пы-
леуловителей.
Процесс среднего и мелкого дробления полностью автоматизи-
рован. При запуске секции дробилок контролирующим парамет-
ром является мощность, потребляемая двигателями дробилок
III стадии.
Подача руды в отделение среднего и мелкого дробления, а также
ее распределение по бункерам, регулируется с помощью указателей
уровня, установленных в бункерах.
В дробильном цехе занято трое производственных рабочих в сме-
ну: один на разгрузке вагонов, один в отделении I и II стадии и один
в отделении III и IV стадии дробления. Резервная секция дробле-
ния в I стадиипозволяет в дальнейшем ввести вторую очередь
фабрики.
Главный корпус фабрики включает бункера дробленой руды,
секции измельчения и обогащения, насосное оборудование и центры
управления системами, энерго- и водоснабжения. Ремонтный пролет
расположен в центре корпуса. Корпус состоит из 36 секций, кото-
рые объединены в отделения по четыре секции в каждом [85].
Измельчение руды производится в две стадии. В I стадии руда
измельчается в стержневых мельницах при содержании твердого
в разгрузке мельниц 82%. Скорость вращения стержневой мель-
ницы против первоначальной 16,6 об/мин увеличена до 18 об/мин,
что соответствует 75% от критической. Производительность мельниц
возросла, но одновременно увеличился удельный расход стержней.
В 1964 г. после промышленных испытаний барабаны стержневых
мельниц диаметром 3250 мм были заменены на барабаны диаметром
3700 мм с одновременным снижением скорости вращения. мельниц.
293
Осуществление этого мероприятия снизило расход стержней и износ
футеровки. В мельницу загружаются стержни диаметром 110 мм,
расход стержней 950 г/т. Производительность стержневой мель-
ницы 111 т/ч при крупности измельчения 2,4—0 мм.
Во II стадии измельчается промпродукт до крупности 91%
класса —0,044 мм в шаровых мельницах, работающих в замкнутом
цикле с гидроциклонами, при давлении пульпы в гидроциклонах
1,75—1,9 кГ/см2. Циркуляционная нагрузка равна 400—500%.
Содержание твердого в разгрузке мельницы 79%, а в питании
гидроциклонов — 50%. Производительность мельницы составляет
72 т/ч.
Эффективная загрузка шаров должна состоять в основном из
шаров диаметром 38 мм с небольшим количеством шаров диаметром
50 мм. Расход шаров составляет 690 г/т. Барабаны мельниц диамет-
ром 3250 мм заменены на барабаны диаметром 3700 мм, что позво-
лило повысить тонину помола с 80 до 91% класса —0,044 мм.
На фабрике применяется автоматическое регулирование крупности
помола, основанное на измерении и регулировании плотности питания
гидроциклонов. Равномерная крупность слива гидроциклонов до-
стигается при поддержании постоянной плотности питания гидро-
циклонов, независимо от изменения в циркуляционной нагрузке,
содержания твердого в сливе гидроциклонов и содержания класса
—0,044 мм в питании гидроциклонов, Плотность питания гидроци-
клонов поддерживается постоянным изменением количества питания
стержневой мельницы с учетом времени, которое требуется для по-
лучения необходимого изменения в системе. Скорость подачи пульпы
насосом в гидроциклоны поддерживается постоянной. Уровень
пульпы в зумпфе, питающем гидроциклон, поддерживается авто-
матическим добавлением воды. Плотность питания гидроциклонов
измеряется при помощи гамма-лучевых плотномеров, устанавлива-
емых на стальных трубопроводах для пульпы.
Корпус гидроциклона из стали с .литой резиновой футеровкой.
Сливные патрубки и песковые насадки изготовляются из кремнисто-
карбидного материала.
Замена футеровки мельницы, проводится на стенде, что повышает
коэффициент использования мельницы до 97,5%. На замену мель-
ницы требуется меньше 2 ч.
Обогащение руды проводится в три стадии. В I стадии обогащается
разгрузка стержневых мельниц магнитной сепарацией в два приема
с перечисткой магнитного продукта. В этой стадии работают прямо-
точные сепараторы с пятиполюсной электромагнитной системой.
Напряженность поля на расстоянии 50 мм от поверхности барабана
равна 800 гс. Производительность сепаратора достигает 60 т/ч
(40 т/ч на 1 м длины барабана). В питании сепараторов содержится
55% твердого и 30% класса —0,15 мм (15% класса +2,4 мм).
В I стадии удаляется 35% хвостов. Извлечение магнитного железа
в концентрат достигает 96%. Для защиты сепараторов от поврежде-
ния крупными кусками руды разгрузка стержневых мельниц направ-
294 '
ляотся на грохоты с апертурой сит 6 мм. Класс 4~6 мм возвра-
щается в стержневую мельницу для доизмельчения.
Во II стадии обогащения работают противоточные барабанные
сепараторы с пятиполюсной магнитной системой из постоянных
магнитов. Сепараторы работают в замкнутом цикле с шаровыми мель-
ницами. Производительность сепаратора составляет 90—100 т/ч
(00—66 т/ч на 1 м длины барабана). Напряженность поля на рас-
стоянии 50 мм от поверхности барабана равна 650 гс. В питании
содержится 60% твердого и 55% класса —0,15 мм. Во II стадии
удаляется 20% хвостов. Извлечение магнитного железа в концен-
трат 99,9%.
В III стадии обогащается слив гидроциклонов на трехбарабан-
иых полупротивоточных сепараторах с четырехполюсной магнит-
ной системой из постоянных магнитов. Напряженность поля на рас-
стоянии 50 мм от поверхности барабана равна 400 гс. В питании
содержится 22% твердого и 99,5% класса —0,15 мм. В этой стадии
удаляется 10% хвостов, извлечение магнитного железа в концентрат
достигает 99,6%. Наибольшее повышение содержания железа в маг-
нитном продукте достигается в третьей стадии сепарации, где удель-
ная нагрузка на 1 м длины барабана составляет не более 7 т/ч.
Концентрат содержит некоторое количество механически увлеченной
пустой породы. В 1961 г. были проведены испытания по применению
гидравлических методов доводки концентрата.
В результате испытаний сгустители были переоборудованы на
дешламаторы с сифонной разгрузкой песков и установлены после
магнитных сепараторов. Извлечение магнитного железа в операции
дешламации составляет 99,2%.
Результаты обогащения руды приведены в табл. 80.
Таблица 80
Результаты обогащения руды
	Продукт	Содержание общего железа и кремнезема, %			
		Стадия сепарации			Обесшлам- ливание
		I	П	Ш	
Исходный		32,5* 43,0	48,7 27,4	50,0 26,0	64,7 8,5
Концентрат			41,0 33,2	50,0 26,0	64,7 8,5	65,3 7,8
Хвосты . . .			16,0 62,0	15,0 63,0	18,0 60,0	35,0 43,0
* В числителе—железо, в знаменателе—кремнезем.
295
Производительность секции составляет 110 т/ч.	1
Концентрат обогатительной фабрики с содержанием твердого:
47—55% поступает в сгустители фабрики окомкования. Пески сгус-
тителя плотностью 70—72% твердого поступают на дисковые
фильтры диаметром 1,8 м. Производительность фильтра 50 т/ч при
содержании 10% влаги в кеке.
На обогатительной фабрике применяется сгущение хвостов с
добавкой флокулянтов для получения оборотной воды. Хвосты 1<и II
стадии направляются в гидросепараторы, слив гидросепараторов
вместе с хвостами III стадии поступает в сгуститель. Пески гидро-
сепараторов и сгустителя с содержанием твердого 35—40% перека-
чиваются насосами в хвостохранилище. Расход воды составляет:
75% оборотной и 25% свежей.
Расход электроэнергии составляет: (кет • ч/т руды) для измель-
чения — 18/7, для обогащения — 1,65, для хвостового хозяйства —
1,32, для водоснабжения — 1,65. Расход стали на 1 т руды равен
2,2 кг.
Штаты предприятия: на руднике 680, на обогатительной фабрике
320, на фабрике окомкования 240, ремонтная служба и вспомога-
тельное хозяйство 700, дирекция, общекомбинатские службы 50
человек. Суммарные затраты труда на всю рудоподготовку составляют
0,28 чел • ч, а на все операции начиная с добычи руды —
0,69 чел • ч на 1 т окатышей. Значительно большие затраты труда на
добычу и доставку руды по сравнению с рудоподготовкой объ-
ясняются, главным образом высоким уровнем автоматизации про-
изводственных процессов на рудоподготовительных предприятиях.
Удельные капитальные затраты на 1 т исходной руды 8,2 долл.,
а на 1 т окатышей — 46,8 долл. [87].
Усовершенствование технологической схемы,
обогатительной фабрики Хойт-Лейке
Технологическая схема фабрики Хойт-Лейкс до усовершенство-
вания обеспечивала получение концентрата с содержанием 65,3%
железа и 7,8% кремнезема при крупности концентрата 91% класса
—0,044 мм. Анализ концентрата показывает, что около половины
всего кварца, находящегося в концентрате, содержится в классе
+0,044 мм.
Испытания показали высокую эффективность разделения 'мате-
риала по классу —0,044 мм на плоском грохоте при размере отверстий
0,1 мм в свету [88].
Регулировка разделения по соответствующему классу крупности
(0,074, 0,053 или 0,044 мм) достигается путем изменения угла на-
клона сит грохота, размер же отверстий сит грохота остается оди-
наковым — 0,1 мм в свету.
При гидравлической классификации наблюдается концентрация '
зерен магнетита в пеышх .гидроциклона (классификатора).
296
При одинаковой степени измельчения по схеме с тонким грохо-
чением получаются концентраты с более высоким содержанием железа,
чем по обычной схеме с гидравлической классификацией, а при оди-
наковом качестве концентратов по схеме с тонким грохочением можно
получить более крупный концентрат. Так, концентрат с содержа-
нием 8% кремнезема по схеме с тонким грохочением получен при
крупности измельчения 82% класса —0,044 мм и по обычной схеме
при крупности 90% класса —0,044 мм.
Исследования по определению возможности замены гидроцикло-
нов в основном технологическом цикле на аппараты тонкого грохо-
чения выявили большие потенциальные возможности, связанные
с включением тонкого грохочения в основной цикл обогащения.
В 1965 г. была закончена установка на двух секциях фабрики
опытного блока аппаратов тонкого грохочения.
Перед тонким грохочением осуществляется разделение на об-
дирочном грохоте по классу 1,3 мм.' Конструкция обдирочного
грохота аналогична грохотам тонкого грохочения, но без механизма
встряхивания сита для его очистки. Деки сит через каждые восемь
суток переворачиваются для равномерного износа (нижний край
ставится наверх) и через каждые 24 суток производится тщатель-
ная очистка их проволочной щеткой.	*
Производительность секций, на которых были установлены аппа-
раты тонкого грохочения, возросла на 20%. Дополнительные за-
траты, связанные с износом сит, составляют около 1% затрат по
обычной схеме.
В табл. 81 приведены результаты грохочения слива гидроцикло-
нов. Подрешетный продукт после магнитной сепарации содержит
7,5% кремнезема и 84% класса —0,044 мм.
Таблица 81
Результаты тонкого грохочения слива гидроциклонов
Продукт	ВЫХОД, %	Содержание, %		Извлечение, %	
		крем- незема	класса —0,044 о	кремнезема	класса —0,044 мм
Исходный 		100	21,0	58,0	100,0	100,0
Надрешетный . . .	53	29,9	34,9	75,4	31,9
Подрешетный . . .	47	11,0	84,0	24,6	68,1
При соответствующем выборе сит можно либо увеличить произво-
дительность на 20%, при сохранении содержания кремнезема на
прежнем уровне, либо при прежней производительности уменьшить
содержание кремнезема в концентрате на 2%.
Наряду с изучением проблемы тонкого грохочения проведены
опыты по снижению содержания кремнезема обратной анионной
флотацией; содержание кремнезема в магнитно-флотационном кон-
центрате не превышало 5%. Сопоставление результатов доводки
297
концентрата методами тонкого грохочения и флотации показали, что i
тонкие сита не менее эффективно отделяют богатую кварцем крупную
фракцию от кондиционного концентрата, чем флотация. Результаты
Руда.
Грохочение
Магнитнаярепарация I
Магнитная сепарация
Q Измельчение Л
Магнитная еепарация!
Классификация	L—
Магнитная сепарацияШ
t----  ,
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
Грохочение 'I
Грохочение
Од езВ ож иВ а н ие
( магнитн. сепараторы)
Измельчение Ш
Грохочение
J Магнитная сепарацияШ
Магнитная сепарация
06 гсшламлиВание
[ т-----------------------—-
Концентрат	ХВосты
Рис. 65. Усовершенствованная технологическая схема
, обогатительной фабрики Хойт Лейке
тонкого грохочения концентрата (табл. 82) показывают, что почти
89% класса —0,044 мм извлекается в подрешетный продукт, а со-
держание кремнезема уменьшается на 2,8% по сравнению с питанием.
Надрешетный продукт при выходе 19% содержит около 46% кремне-
зема от питания.
298
Таблица 82
Результаты тонкого грохочения концентрата
Продукт	Выход, %	Содержание, %		Извлечение, %	
		кремне- зема	класса —0,044 juju	кремнезема	класса —0,044 лип
Питание 		100,0	8,5	88,5	100,0	100,0
Надрешетный . . .	18,9	20,5	52,0	45,9	11,1
Подрешетный . . .	81,1	5,7	97,0 •	54,1	88,9
Рис. 66. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Хойт — Лейке после
усовершенствования технологического процесса:
1 — бункер; 2 — стержневая мельница 3,5 X 4,2 м, 36 шт.; 3 — вибрационный грохот 1500 X
X 2400 мм, 36 шт.; 4 — двухбарабанный магнитный сепаратор 900 X 1200 мм, 72 шт.; S —
гидроциклон 0 360 мм, 180 шт.; в — шаровая мельница 3,5 х 4,2 м, 36 шт.; 1 — однобара-
банный магнитный сепаратор, 900 х 1500 мм, 144 шт.; 8 — трехбарабанный магнитный се-
паратор 750 X 1500 мм, 144 шт.; 9 — плоский грохот 610 х 1220 мм-, 10 — однобарабан-
ный магнитный сепаратор 900 х 1800 лыи, 9 шт.; 11 —шаровая мельница (доизмельчение)
3,5 х 6,1 м, 3 шт.; 12—двухбарабапный магнитный сепаратор 900 X 1800 мм, 24 шт.:
13 — гидравлический сепаратор
(Приведено количество оборудования на фабрике)
Расходы на тонкое грохочение составляют 10% от расходов на
флотацию. Подсчитано, что в промышленном масштабе расходы на
эксплуатацию и капитальные затраты, связанные с грохочением и
доизмельчением, будут составлять около 40% расходов на флотацию
и доизмельчение. Технологические показатели обоих процессов
в отношении уменьшения содержания кремнезема в концентрате
практически одинаковые, но грохочение позволяет получать более
крупный продукт, который лучше поддается фильтрации и окуско-
ванию.
В 1967 г. ввели в эксплуатацию три новые секции для измельче-
ния, тонкого грохочения и обогащения. Фабрика начала работать
299
по новой технологической схеме, включающей три стадии измель- |
чения и четыре стадии обогащения. Новая технологическая схема 
и схема цепи аппаратов приведены на рис. 65, 66.	:
Магнитные концентраты, полученные на 36 основных секциях,
подвергаются дальнейшей обработке на трех новых секциях доизмель- :
чения и тонкого грохочения. Каждая новая секция обслуживает 12 ос-
новных секций. Магнитные концентраты подвергаются двухстадиаль- •
ному тонкому грохочению на ситах с отверстиями 0,1 мм в открытом !
цикле. Производительность грохота (0,61 X 1,22 м) равна 25 т/ч.
Надрешетный продукт обезвоживается на магнитных сепараторах
и затем направляется на доизмельчение в шаровые мельницы, рабо-
тающие в замкнутом цикле с грохотами, подрешетный продукт
которых поступает на двухбарабанные магнитные сепараторы для
сброса хвостов. Концентрат сепараторов вместе с подрешетным
продуктом двух стадиального грохочения направляются на обесшлам-
ливание для дополнительного удаления кварца. Секции доизмель-
чения и тонкого грохочения увеличивают производительность фа-
брики на 11%, в то время как мощность измельчительных установок
возрастает на 5,5%. Производительность фабрики по окатышам
возросла до 10,3 млн. т в год.
§ 2. ОБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ РАЗЛИЧНЫХ РАЙОНОВ США
Обогатительная фабрика Эмпайр
Обогатительная фабрика, расположенная в штате Мичиган [89],
обрабатывает магнетитовую руду с содержанием 34% железа, в том
числе 29% магнитного. Производительность фабрики по окатышам
3,2 млн. т в год [89].
На фабрике применяется процесс самоизмельчения руды. Исход-
ная руда дробится до крупности 230 мм в одну стадию в конусной
дробилке (рис. 67).
Измельчение руды проводится в две стадии. В I стадии дробленая
руда (200—250 мм) измельчается до —1,6 мм в мельницах типа
«Каскад» (7,3 X 2,4 м) с приводами мощностью по 1120 кет в замк-
нутом цикле с грохотами. Производительность мельницы «Каскад»
равна 70—80 т/ч. При добавке шаров производительность возрастает
до 93 т/ч, но экономически это невыгодно. Из разгрузки мельницы
«Каскад» грохочением выделяются крупные куски, галька и готовый
продукт. Крупные куски руды возвращаются в мельницу «Каскад»,
рудная галька (50—70 мм) направляется в мельницы II стадии из-
мельчения, готовый продукт поступает на обогащение. Перед пода-
чей в мельницу «Каскад» организована дозировка дробленой руды,
обеспечивающая постоянный гранулометрический ее состав [не менее
25% класса -(-130 (150) мм]. Во II стадии промпродукт измельчается
в рудно-галечных мельницах (3,8 X 7,3 м) в замкнутом цикле с гид-
роциклонами. Крупность измельчения промпродукта достигает 99%
класса 0,037 мм.
300
Обогащение руды проводится в две стадии. В I стадии руда
обогащается магнитной сепарацией в три приема с перечисткой
магнитного продукта.
Для обогащения слива гидроциклонов II стадии применяются
операции обесшламливания и магнитной сепарации. Обесшламлива-
пие проводится до и после магнитной сепарации в эффективно рабо-
тающих дешламаторах с сифонной разгрузкой песков. Магнитная
Рис. 67. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Эмпайр:
1 — бункер; 2 — конусная дробилка; 3 —мельница «Каскад»; 4 — грохот; б — трехбара-
банный магнитный сепаратор; в — насос; 7 — гидроциклон; 8 — рудно-галечная мельница;
9 — дешламатор «Сифон — Сайзер»; 10 — двухбарабанный магнитный сепаратор; 11 —сгу-
ститель; 12 — дисковый фильтр
сепарация осуществляется в двухбарабанных сепараторах, работа-
ющих с перечисткой концентрата. Концентрат обогатительной фаб-
рики с содержанием 65% железа перекачивается на фабрику окомко-
вания, где подвергается сгущению, фильтрации и окомкованию.
В обеих стадиях обогащения применена развитая схема магнитной
сепарации с несколькими церечистками магнитного продукта; в по-
следней стадии, кроме этого, введены два приема обесшламливания
магнитного продукта. В целом технологическая схема включает
восемь приемов по выделению и перечистке магнитного продукта,
осуществленных в две стадии, и обеспечивает получение концен-
трата с содержанием 65^2% железа при извлечении 81,8% [90].
На фабрике проводится сгущение хвостов в сгустителях диамет-
ром 91,4 м. для получения оборотной воды. Оборотная вода составляет
95% от общего расхода воды. _
301
Сравнительные показатели обогащения при шаровом и бесшаро-
вом помоле, %:
Шаровое Бесша-
ровое
Содержание железа в руде.................. 35,1	34,1
В том числе магнитного.................. 28,4	28,2
- Выход концентрата ......................... 46,1	42,2
Содержание в концентрате:
железа..................................... 64,4	65,2
кремнезема.............................. 9,4	8,3
класса 0,037 мм........................ 98,8	99,0
Извлечение железа......................... 89,0	81,8
Содержание железа в хвостах............... 10,1	11,0
Применение бесшарового измельчения магнетитовых таконитов
улучшает технологические показатели обогащения.
Обогатительная фабрика Атлантик-Сити
Обогатительная фабрика введена в действие в 1962 г. на базе
железорудного месторождения Атлантик-Сити [90], расположенного
в штате Вайоминг на западе США. Рудное тело представляет собой
метаморфизованную свиту докембрийских отложений. Железосо-
держащая часть свиты включает слюдистые, серицитовые, хлори-
товые, гранитовые сланцы, которые ассоциированы с большим коли-
чеством диоритов. По типу и характеру оруденения это месторож-
дение сходно с месторождением магнетитовых таконитов района
Месаби. Руды представлены первичными и окисленными. Из окис-
ленной руды извлечение железа в концентрат составляетменее 75%,
а из первичной превышает 75%.
В 1956 г. была отобрана проба руды весом 3000 т для проведения
промышленных испытаний на опытной установке. Исследованиями
установлено, что качество концентрата возрастает от 61,5 до 65,8%
при уменьшении крупности от 70 до 90% класса —0,053 мм, а со-
держание кремнезема в концентрате снижается с 12 до 9%.
Обогатительная фабрика была построена в течение двух лет.
Схема цейи аппаратов фабрики приведена на рис. 68.
Дробление руды осуществляется в три стадии до конечной круп-
ности 19 мм. Корпус крупного дробления располагается в центре
рудного поля, что позволяет подавать около 50% руды конвейером
непосредственно в корпус дробления.
В I стадии руда дробится в конусной дробилке с разгрузочной
щелью 150 мм. Дробленая руда рассеивается по классу 38 мм.
Подрешетный продукт подвергается вторичному грохочению для
удаления мелочи, которая направляется в бункера корпуса обога-
щения. Удаление мелочи сразу после ее образования проводится
для предупреждения смерзания руды в бункерах дробильного отде-
ления. Среднее дробление руды осуществляется в двух конусных
дробилках, а мелкое дробление — в короткоконусных дробилках
302
Измельчение руды производится в две стадии. В I стадии руда
измельчается в стержневых мельницах, а во II стадии — в шаровых
мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Со-
отношение объемов мельниц I и II стадии равно 1 : 2.
Руда обогащается в три стадии. В I стадии обогащается разгрузка
стержневой мельницы в три приема магнитной сепарации с пере-
чистками магнитного продукта. Магнитные сепараторы II стадии
обогащают слив шаровых мельниц и работают в замкнутом цикле
Рис. 68. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Атлантик-Сити:
1 — бункер; 2 — конусная дробилка 1370 мм; 3 — грохот; 4 — конусная дробилка 2130 мм
5 — короткоконусная дробилка 2130 мм; в — стержневая мельница 3,2 х 4,57 м; 7 —трех-
барабанный магнитный сепаратор; 8 —гидроциклон; 9 — шаровая мельница 32 х 4,57 м;
ю—одно бара банный магнитный сепаратор; 11—дешламатор; 12 — двухбарабанный
магнитный сепаратор; 13 — сгуститель; 14 — дисковый вакуум-фильтр
с измельчительным и классифицирующим оборудованием. В III
стадии обогащается слив гидроциклонов магнитной сепарацией'в три
приема с предварительным обесшламливанием материала.
Концентрат перекачивается на фабрику окомкования, где он
подвергается сгущению, фильтрации и окомкованию. Комбинат
расположен в высокогорной местности, давление воздуха составляет
75% давления воздуха на уровне моря, а вода закипает при 90° С.
Наибольшее давление воздуха на фабрике достигает 530 мм рт. ст.,
что вынудило рабочую поверхность фильтров увеличить в два
раза по сравнению с обычными условиями. Кроме этого, необхо-
димо было пересчитать все оборудование, которое охлаждается
воздухом.
Фабрика расположена на безводной территории. Для обеспече-
ния фабрики водой построено водохранилище емкостью 3,44 млн. м3,
заполняемое в период весеннего паводка; кроме этого используется
оборотная вода.
303
Обогатительная фабрика Гровленд
Обогатительная фабрика расположена в районе Миномайни и
перерабатывает смешанную гематито-магнетитовую руду с содержа-
нием железа 28—33% [91]. Руда имеет неравномерную вкрапленность
полезных минералов, что позволяет выделить часть концентрата
Руда.
концентрат
на окомкование
Рис. 69. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Гровленд:
1 — бункер; 2 — дробилка гирационная 1300 мм; 3 — грохот; 4 — дробилка гирационная
2100 Л4м; 5—грохот; в — дробилка коротко-конусная Саймонс 2100 льи; 7—стержневая
мельница 3,5 х 4,0 м; 8 — грохот; 9 — винтовой сепаратор; 10 — фильтр; 11 — гидроцик-
лон для классификации а 508 мм; 12 — гидроциклон для обесшламливания 0 508 далг,
13 — шаровая мельница 3,27 X 3,05 .и; 14 — песковый насос; 15 — гидросепаратор; 16 —
магнитный сепаратор; 77 — сгуститель; 18 — шаровая мельница для измельчения концент-
рата; 19—дисковый вакуум-фильтр
гравитационными методами после грубого измельчения. На фабри-
ке применяется комбинированная гравитационно-магнитно-флота-
ционная схема обогащения, позволяющая извлекать в концентраты
магнетит и гематит [91].
Схема цепи аппаратов фабрики приведена на рис. 69. Дробление
руды проводится в три стадии с предварительным грохочением перед
II и III стадиями. Дробленая руда крупностью 16—0 мм измель-
чается в стержневых мельницах в замкнутом цикле с дуговыми гро-
хотами. Производительность стержневой мельницы равна 130 т/ч.
Подрешетный продукт крупностью 0,6—0 мм обогащается на винто-
вых сепараторах, где выделяется 20% крупного концентрата с со-
держанием 60,5% железа и промпродукт. Промпродукт измель-
чается до крупности 0,1 мм в шаровых мельницах, работающих в зам-
кнутом цикле с гидроциклонами. Производительность шаровой
мельницы 105 т/ч. Содержание твердого в разгрузке мельницы
74%. На измельчение 1 т руды расходуется 7 кет • ч. Слив гидро-
304
циклонов подвергается обесшламливанию, песковая фракция направ-
ляется на флотацию для получения гематитового концентрата, а шла-
мовая фракция — на магнитную сепарацию. Тонкие магнетитовые
и гематитовые концентраты доизмельчаются и подвергаются оком-
кованию. Производительность фабрики 9,4 тыс. т руды в сутки.
Производительность фабрики по концентрату 1,1 млн. т в год.
Концентрат содержит 60% железа при извлечении 92%. Выдава-
емый обогатительной фабрикой концентрат крупностью 50% класса
—0,044 мм . подвергается на фабрике окомкования измельчению
до крупности 85% класса —0,044 мм в шаровых мельницах, работа-
ющих в открытом цикле, а затем обесшламливанию и сгущению в элю-
триаторе диаметром 25,6 м производительность 300 т!ч. Элютриатор
работает по принципу отмучивания и представляет собой закрытый
сгуститель с дополнительным устройством в виде системы радиально
расположенных труб, снабженных насадками с небольшими от-
верстиями вдоль каждой трубы. По этим трубам, находящимся
несколько ниже уровня пульпы, подается вода, которая, выходя
из множества отверстий (система труб имеет около 20 000 отверстий),
создает восходящий поток, равномерно распределенный по всей пло-
щади чана и обеспечивающий эффективную дешламацию в условиях,
близких к стесненному падению частиц. В результате операции обес-
шламливания качество концентрата повышается с 60 до 62,4% же-
леза и снижается содержание кремнезема в окатышах на 2,6%.
Сгущенный концентрат фильтруется до влажности 9,5% и окомко-
вывается.
Удельные капитальные затраты на 1 т исходной руды составляют
5,2 долл., а на 1 т окатышей 22 долл.
Обогатительная фабрика Батлер
Обогатительная фабрика Батлер введена в эксплуатацию в 1967 г.
мощностью 6 млн. т руды в год. Фабрика расположена в районе
Месаби (штат Миннесота) [92].
Рудной базой является соседний участок западной части бас-
сейна Месаби, руды которого представлены тонковкрапленными маг-
нетитовыми таконитами свиты Бивабик, менее твердыми, чем анало-
гичные руды восточной части бассейна. Содержание железа в рудах
в среднем около 32%, но оно не постоянно по отдельным участкам.
Усреднение руды, поступающей на фабрику, производится соответ-
ствующей регулировкой работы экскаваторов.
Схема цепи аппаратов приведена на рис. 70.
Корпус крупного дробления построен в карьере, где руда дро-
бится в конусной дробилке диаметром 1,5 м до крупности 165 мм.
Дробленая руда доставляется конвейером по туннелю на поверх-
ность и далее на склад дробленой руды вместимостью более 44 тыс. т.
Со склада руда поступает на пять секций обогатительной фабрики,
где установлено пять мельниц «Аэрофол» 7,8 X 2,1 м для сухого
20 Заказ 478
305
измельчения руды в I стадии и три шаровые мельницы 4,2 X 6,6 м
для мокрого измельчения во II стадии [92].
В мельницы «Аэрофол» подают горячий воздух и добавляют не-
большое количество стальных шаров диаметром 75, 100 и 125 мм.
Производительность мельницы равна 180 т/ч.
Измельченный продукт крупностью 0,2—0 мм выдувается из
мельницы вентилятором в классифицирующую систему, в которой
подвергается трем стадиям воздушной классификации.
Рис. 70. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Батлер:
1— бункер; 2 —конусная дробилка, 0 1,5 ли; 3 —мельница «Азрофол» 7,8 X 2,1 м; 4 —
циклон; 5 — скруббер; в — грохот; 7 — магнитный сепаратор (для сухого обогащения)
0 900 лиг, 8 — двухбарабапный магнитный сепаратор; Я — шаровая мельница 4,2 X 6,6 м;
10 — гидроциклон; 11—гидросепаратор; 12 — трехбарабанный магнитный сепаратор;
13 — дешламатор «Сифон-сайзер»; 14 — сгуститель
Мелкий продукт (из батарейных циклонов) поступает на мокрую
магнитную сепарацию, где выделяются хвосты и промпродукт, на-
правляемый на измельчение в шаровую мельницу. Грубый продукт
I и II стадий воздушной классификации подвергается грохочению,
верхний продукт грохотов возвращается в мельницу «Аэрофол»,
а нижний обогащается сухой магнитной сепарацией в два приема
на барабанных сепараторах диаметром 900 мм с керамическими маг-
нитами. Сухой магнитной сепарацией выделяются хвосты, промпро-
дукт, возвращаемый в мельницу «Аэрофол», и грубый концентрат,
который измельчается до крупности 90% класса —0,044 мм мокрым
способом в шаровых мельницах в замкнутом цикле с гидроциклонами.
Слив гидроциклонов сгущается в гидросепараторах и - обога-
щается магнитной сепарацией в три приема. Концентрат обесшламли-
вается в сифонном гидроклассификаторе, сгущается и подвергается
фильтрации и окомкованию.
306
Удельные капитальные затраты на строительство комбината,
включающего карьер, обогатительную фабрику и фабрику окомко-
вания составляют 45 долл, на 1 т готовой продукции, затраты же
на расширение имеющегося рудоподготовительного комплекса (обо-
гатительная фабрика, фабрика окомкования) 15—18 долл., а на рас-
ширение только фабрики окомкования — 6—8 долл.
На фабрике Батлер впервые применена схема сухого рудного
самоизмельчения тонковкрапленных магнетитовых таконитов.
Обогатительная фабрика Нэйшнл
Обогатительная фабрика Нэйшнл мощностью 7,5 млн. т руды
в год введена в эксплуатацию в 1968 г., в дальнейшем ее намечено
расширить до мощности 9 млн. т руды в год. На фабрике обрабаты-
ваются магнетитовые такониты [93].
Дробление руды осуществляется в одну стадию до крупности
150—0 мм в конусной дробилке диаметром 1,5 м, расположенной
в карьере. Дробленая руда подается системой конвейеров на склад.
Измельчение руды производится в две стадии. В I стадии работают
шесть мельниц «Аэрофол» для сухого рудного самоизмельчения раз-
мером 7,8 X 2,1 лг. Вместе с рудой в мельницы нагнетается вентиля-
тором горячий воздух со скоростью 31 м!сек для подсушки руды.
Мельницы «Аэрофол» работают с добавкой шаров. Шаровая за-
грузка весом 40,5 т состоит из шаров диаметром 76,102 и 127 мм
(соответственно 30,30 и 40%). Расход шаров составляет- 0,6 кг/т
руды. Футеровка изнашивается после переработки мельницей около
600 тыс. т руды, предполагается увеличить ее стойкость до 1 млн. т.
Производительность мельницы равна 190 т/ч.
Отсасываемый из мельницы продукт улавливается сначала в
вертикальном воздушном классификаторе и циклоне (грубые фрак-
ции), а затем в скруббере. Грубые фракции руды подвергаются
грохочению. Верхний продукт грохота возвращается в мельницу,
а нижний продукт — на сухую магнитную сепарацию. Продукт,
улавливаемый в скруббере, поступает на мокрую магнитную сепа-
рацию. Суммарный выход хвостов I стадии около 30%.
Промпродукт I стадии измельчается до крупности 89% класса
—0,044 мм в трех шаровых мельницах (4,2 X 7,2 м), работающих
в замкнутом цикле с гидроциклонами. Расход энергии на измель-
чение составляет 17,7 кет • ч/т. Слив гидроциклонов обогащается
в гидросепараторах и на трехбарабанных магнитных сепараторах,
работающих с перечисткой магнитного продукта.
Фабрика выпускает 2,4 млн. т. в год окатышей с содержанием
65,6% железа и 4,5% кремнезема.
Обогатительная фабрика Эвелет
Фабрика расположена в районе Месаби и перерабатывает тако-
ниты с-содержанием магнетитового железа 20—25% [94].
Схема цепи аппаратов приведена на рис. 71.
20*
307
Дробление руды осуществляется в три стадии, в последней ста-1
дии в замкнутом цикле с грохотами. Руда крупностью 19—0 мм из-J
мельчается в две стадии: в стержневых и щаровых мельницах. В каж-
дой секции работает одна стержневая мельница (4;3 X 6,1 м) и две 1
шаровые мельницы (4,3 X 6,2 м). Конечная крупность измельчения >
равна 90% класса —0,044 мм. Схема обогащения включает девять]
приемов магнитной сепарации по выделению и перечистке маг- |
нитного продукта, кроме этого слив гидроциклонов обесшламли- )
вается в гидросепараторах. В концентрате содержится 65%, а в
окатышах — 63,64% железа и 5—0% кремнезема.
Рис. 71. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Эвелет:
1 — бункер; 2.— дробилка 0 1370 мм; 3 — дробилка 0 762 мм; 4 — грохот; 5 — дробилка;
6 —грохот 1,8 X 4,9 л»; 1 — стержневая мельница 4,33 X 6,1 м; « — четырехбарабанный
магнитный сепаратор 915 х 2135 мм, 2 шт.; 9 — гидроциклон 0 255 мм, 12 шт.; 10 — шаро-
вая мельница 4,3 х 6,2 л», 2 шт.; 11—двухбарабанный магнитный сепаратор 915 х 2135лии,
5 шт.; 12 — гидросепаратор 7,6 л», 2 шт.; 13 — гидросепаратор 12,2 м; 14 — трехбарабанный
магнитный сепаратор 915 х 2135 л»л1, 2 шт,; 15 —сгуститель; 16 —классификатор
, (Приведено количество оборудования на секции)
Хвосты подвергаются обезвоживанию и сгущению для получения
оборотной воды. Хвосты I стадии сгущаются в спиральных класси-
фикаторах, пески которых используют для укладки в дамбу хвосто-
хранилища.
Фабрика перерабатывает 4,8 млн. т руды в год (первая очередь)
и выпускает 1,6 млн. т в год окатышей.
Горнообогатительное предприятие Пайлот Ноб
Предприятие расположено в штате Миссури и включает рудник,
обогатительную и окомковательную фабрики. Предприятие введено
в эксплуатацию в 1958 г. на базе небольшого месторождения магне-
титовых руд, добываемых подземным способом [93]. Руда средне- и
308
тонко-вкрапленная сплошной и слоистой текстуры, с содержанием
40—45% общего железа, из них 37—39% магнетитового железа.
Кроме магнетита, в руде присутствует гематит в небольшом
количестве. Нерудные минералы представлены в основном квар-
цем и полевым шпатом.
Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики приведена на
рис. 72.
Дробление осуществляется под землей ' в щековой дробилке
до крупности 150 мм. Дробленая руда подается на склад. Измель-
чение руды осуществляется в мельницах «Каскад», работающих
с добавкой шаров, и в рудно-галечных мельницах, работающих
в замкнутом цикле с гидроциклонами.
Рис. 72. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Пайлот Ноб:
1 — бункер; 2 — щековая дробилка 1070 X 1220 мм; з—мельница «Каскад» 0 8,25 м;
4 — вибрационный грохот; 5 — трехбарабанный магнитный сепаратор 914 х 2450 мм;
в — буферный бак; 7 — гидроциклон 0 254 мм; 8 — рудно-галечная мельница 4,25 х
X 3,65 л»; 9 —дешламатор 0 14 л»; 10 — спиральный классификатор; 11 —гидросепаратор;
12 — сгуститель; 13 — насос
При рудно-галечном измельчении размер кусков руды (гали),
используемых в качестве измельчающей среды, обычно составляет
25—75 мм. Кусок выбирают такого же веса, как шар, который
используют для соответствующего измельчения. Вследствие раз-
ницы удельного веса гали и стального шара рудно-галечная мельница
должна иметь больший объем и большее число оборотов, чем ша-
ровая мельница, для достижения той же производительности.
По возможности следует выбирать наиболее мелкую гальку.
При использовании такой гальки уменьшаются расход электро-
энергии и износ футеровки. Использование гальки одного размера
менее эффективно по сравнению с галькой, размеры которой ко-
леблются в определенных пределах. При мягкой руде размер рудной
309
гали может быть больше, чем при твердой. Количество гальки, до- ]
бавляемой в мельницы, регулируется расходом электроэнергии, i
Для этого применяют вибрационные питатели, управляемые электрон-
ным автоматическим регулятором галечного питания.
При плотности пульпы в мельнице выше 75% твердого куски
кварца всплывают и выносятся из мельницы без измельчения.
Рудно-галечное измельчение применяется в пределах крупности
от 75% класса —0,074 мм до 95% класса —0,044 мм, и в каждой |
стадии подбирается оптимальный размер гали. На обогатительной |
фабрике Пайлот Ноб перед II стадией измельчения установлены |
буферные емкости. Концентрат перекачивается на фабрику оком- 1
кования, где сгущается, фильтруется и окомковывается. Фаб- |
рика выпускает 1 млн. т. в год окатышей с содержанием 64,4% же- |
лева и 6,4% кремнезема.	1	I
Глава VIII	-	|
МАГНИТНООБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ КАНАДЫ	|
§ 1. ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНОЕ ПРЕДПРИЯТИЕ МАРМОРА	]
Горнообогатительное предприятие Мармора состоит из карьера, 1
обогатительной и окомковательной фабрик. Предприятие выпускает 1
0,5 млн. т в год высокосортных окатышей. Рудной базой его явля- |
ется месторождение магнетитовых руд Мармора, находящееся в про- ]
винции Онтарио. Месторождение, разрабатывается открытым спо- 1
собом. Производительность карьера по горной массе составляет ;
3,1 млн. т в год. Среднее содержание общего железа в руде 35%,
магнитного железа — 88% общего железа. Оруденение наблюдается
в виде прожилок и неравномерных масс магнетита, перемежающихся
с известняком. Руда представляет собой роговообманковую породу
с тонкими включениями магнетита и сульфидов: пирита, пирротина,
халькопирита. Магнетит распределяется в породе очень неравно-
мерно и встречается в виде зерен размером от 0,004 до 0,18 мм с
преобладанием 0,09—0,18 мм. Руда — твердая ц абразивная [95].
Обогатительная фабрика расположена непосредственно на борту .
карьера. Руду из автосамосвалов разгружают на наклонный' скипо-
вой подъемник, подающий руду из карьера на фабрику. Скипы с ру-
дой разгружаются в бункер над гирационной конусной дробилкой,
расположенной под башней скипового подъемника. Общая высота
подъема скипов по вертикали 107 м. По мере углубления карьера
наклонный скиповой подъемник удлиняется.
Схема цепи аппаратов фабрики представлена на рис. 73. Дроб-
ление руды осуществляется в три стадии. В I стадии руда дробится
до крупности 140 мм в конусной дробилке и затем транспортируется
на склад. Со склада при помощи вибрационных питателей и конвей-
ера руда подается в корпус среднего и мелкого дробления. Перед
II. стадией дробления руда подвергается грохочению на трехдечном
310
вибрационном грохоте с разделением на классы: +88 мм, 88—38 мм,
38—10 мм и —10 мм. Каждый класс подвергается сухой магнитной
сепарации для выделения отвальных хвостов.
Магнитная сепарация проводится на ленточных конвейерах, при-
водные барабаны которых оборудованы магнитными системами.
Магнитные фракции крупных классов поступают во II стадию
Рис. 73. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Мармора:
1 — бункер 6700 т; 2 — конусная дробилка 1220 мм; 3 — трехдечиый вибрационный грохот
1500 х 3600 Л1.и; 4 — шкивной магнитный сепаратор, 7 шт.; 5 — конусная дробилка «Гидро-
кон» 2000 мм; 6 —двухдечпый вибрационный грохот 1800 х 3600 мм; 1 — конусная дро-
билка «Гидрокон» 2140 мм; 8 — бункер 1400 т; 9—стержневая мельница 2,7 X 3,6 м,
2шт.; 10 — шаровая мельница 3,2 х 3,04 м, 2 шт.; 11 —гидроциклон 0 610 мм, 2 шт.;
12 — однобарабанный магнитный сепаратор', 4 шт.; 13 — трехбарабанный магнитный сепа-
ратор, 6 шт.; 14 — сгуститель 0 30 м; 15 — грохот
(Приведено количество оборудования на фабрике)
дробления, а мелкого класса (—10 мм) — в бункер корпуса обогаще-
ния. Отвальные хвосты подвергаются грохочению, надрешетный
продукт грохота применяется в качестве строительного материала.
Во II стадии промпродукт дробится до крупности 45 мм в конусной
дробилке «Гидрокон». После II стадии дробления материал рассеи-
вается на двухдечном вибрационном грохоте на три класса: +25 мм,
25—10 мм и —10 мм, которые раздельно обогащаются методом сухой
магнитной сепарации. Сепарация осуществляется также на магнит-
ных ленточных конвейерах. Магнитные фракции крупных классов
поступают в III стадию дробления, где дробятся до крупности 10—0мм
в конусной дробилке и направляются в цех мокрого обогащения.
В результате сухого магнитного обогащения содержание железа
в руде повышается с 35 до 40—45%.
311
Цех мокрого обогащения состоит из двух секций. Измельчение
промпродукта осуществляется в две стадии. В I стадии промпродукт v
измельчается в стержневой мельнице. Скорость вращения стержне-
вой мельницы равна 18 об/мин. Разгрузка стержневой мельницы
поступает во II стадию измельчени^г. Во II стадии промпродукт
измельчается до крупности 85% класса —0,074 мм или 65% класса
—0,044 мм. в шаровой мельнице, работающей в замкнутом цикле
с гидроциклонами. Тонина помола определяется требованием про-
цесса окомкования концентрата. Выбор гидроциклона обусловлен
преимуществами его эксплуатации.
Во II стадии измельчения производится автоматическое регули-
рование крупности помола в зависимости от измельчаемости руды
и от содержания в ней магнитного железа [96].	:
Обогащение руды осуществляется в четыре стадии. В I и II ста-
диях руда обогащается методом сухой магнитной сепарации, где
удаляется от 30 до 40% хвостов и повышается содержание железа
в промпродукте на 5—10%. В цикле измельчения магнитные сепа-
раторы установлены после операции классификации и обогащают
пески гидроциклонов. При отсутствии мелочи происходит лучшее
удаление крупнозернистой пустой породы, и для обогащения песков
гидроциклонов требуется меньшее число сепараторов, чем для обо- :
гащения слива шаровой мельницы. .
В последней стадии обогащается слив гидроциклонов в три,прие-
ма магнитной сепарации с перечисткой магнитного продукта. При-
менение трех приемов сепарации в IV стадии обогащения позволяет
полностью выделить хвосты и не разубоживать концентрат свобод-
ными нерудными минералами. '
Технологическая схема обеспечивает получение концентрата с
содержанием 66,5% железа при извлечении 88,7%. Магнитного же- 
леза в концентрат извлекается 97%, содержание магнитного же-
леза в хвостах равно 0,73%. Концентрат перекачивается ца фаб-
рику окомкования. Хвосты подвергаются сгущению для полу-
чения оборотной воды.
Штаты предприятия	Служащие Руководство	 31. Рудник 	 4 Дробильное отделение 	 — Обогатительная фабрика . 		 — Фабрика окомкования	 6 Ремонтные мастерские 	  8 Прочие 	 1 Порт 	  1	Рабочие 88 11 13 30 104 33 5
284 ,
Коэффициент использования оборудования от запланированного
времени работы, %: первичное дробление 83,4%, вторичное дроб-
ление 73,8%, обогатительная фабрика 98,2%, фабрика окомкования
92,8%.
312
§ 2. ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНОЕ ПРЕДПРИЯТИЕ МУС-МАУНТИН
Предприятие Мус-Маунтин находится в провинции Онтарио и
состоит из карьера, обогатительной фабрики и фабрики окомко-
вания. Карьер и обогатительная фабрика эксплуатируются с 1959 г.,
фабрика окомкования с 1963 г. Производительность фабрики со-
ставляет 1,8 млн. т руды в год, а по концентрату — 0,5 млн. т в год.
Рудная база предприятия — месторождение Мус-Мунтин, кото-
рое сложено сильно метаморфизированными рогово-обманковыми
породами, биотито-хлоритовыми сланцами и кварцитами. Железо
представлено в основном магнетитом.
В руде содержится 30—33% железа (26% магнитного). Вмеща-
ющей породой являются кварциты, в которых магнетит встречается
в форме прожилок й прослоек. Тонко-полосчатые магнетитовые
кварциты характеризуются высокой твердостью и абразивностью.
Рудная часть представлена сплошными прослойками магнетита и
кварца. Мощность сплошных прослоек магнетита колеблется от
0,09 до 0,5 мм, преобладает 0,09—0,18 мм. Зерна магнетита колеб-
лются от 0,007 до 0,1 мм, зернистые агрегаты — от 0,036 до 0,64 мм,
чаще 0,18—0,36 мм. В магнетите часто наблюдаются тонкие включе-
ния кварца, крупностью от 0,007 до 0,09 мм.
Нерудные прослойки состоят в основном из кварца, небольшого
количества амфиболов и апатита, обычно содержат тонкие зерна
магнетита, размером от 0,001 до 0,07 мм. Мощность нерудных про-
слоек колеблется от 0,05 до 0,36 мм. Основной нерудный минерал
кварц. Размер зерен кварца от 0,016 до 0,36 мм, преобладает 0,09—
0,18 мм. В зернах кварца наблюдаются тонкие включения магнетита,
измеряемые от 0,001 до 0,07 мм.
 Схема цепи аппаратов фабрики приведена на рис. 74. Дробление
руды осуществляется в три стадии. Перед I стадией дробления про-
изводится грохочение исходной руды. Руда из автосамосвалов раз-
гружается в бункер, откуда пластинчатым питателем подается на
колосниковый грохот. Верхний продукт грохота поступает в I стадию
дробления, на щековую дробилку 1676 X 2134 мм. В I стадии дроб-
ления крупность руды сокращается с 1500 до 180 мм. Производитель-
ность щековой дробилки равна 700 т/ч. Пропускная способность футе-
ровки из марганцовистой стали: неподвижной щеки — 600 тыс. т
руды, а подвижной щеки — 350 тыс. т руды. Во II стадии работает
конусная дробилка «Гидрокон» производительностью 600 т/ч. Про-
дукт разгрузки этой дробилки крупностью 76—0 мм рас-
сеивается на три класса крупности: -}-32, —32 -}-16хИ 16—0 мм.
Крупные классы руды раздельно подвергаются сухой магнитной
сепарации на сепараторах шкивного типа (ленточный конвейер с при-
водным магнитным барабаном). Промпродукт магнитной сепарации
поступает в III стадию дробления. В III стадии дробления работают
две короткоконусные дробилки в замкнутом цикле с грохотами
и дробят руду до крупности 16—0 мм. Из бункера дробленая руда
разгружается ленточным конвейером, который подает руду в стержне-
313
вые мельницы. Конвейер проходит под днищем бункера с небольшим
зазором, а разгрузочные течки над лентой не имеют затворов. Зазор
между течками и лентой увеличивается по ходу ленты на 20 мм
для каждой течки. Система подачи дробленой руды со склада авто-
матизирована. Скорость вращения стержневой мельницы равна
16,7 об!мин. В мельницу загружают стержни диаметром 100 мм
при помощи стержнезагрузочной машины. Стержневая загрузка
составляет 46% к объему мельницы.
ХВосты (щебень)	'	*",
Концентрат ХВосты
Рис. 74. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Мус-Маунтин:
1— бункер, 3 шт.; 2— грохот колосниковый; з—Дробилка щековая 1650 х 2135 мм;
4 грохот вибрационный 1830 X 3660 лыи, 5 шт.; 5 —дробилка конусная 2135 мм; 6 —
грохот вибрационный двухдечный 1830 X 3660 м.«; 7 — шкивной магнитный сепаратор,
2 шт.; 8 — дробилка короткоконусная 2135 мм, 2 шт.; 9— мельница стержневая 2,7 х
X 3,6 Л4, 3 шт.; 70—грохот вибрационный 1200 XlSOO.u.u, Зшт.;Ы—сепаратор магнит-
ный двухбарабанный 910 X 1220 лш, 3 шт.; 12 — мельница шаровая 3,66 Х4,27, 3 шт.;
13 —гидроциклон 0 255 мм, 18 шт.; 14 — сепаратор магнитный однобарабанный 915 х
X 1830 Л4Л1, 6 ШТ.; 15 — насос песковый; 16 — гидросепаратор 07900 мм, 2 шт.; 11 — сепа-
ратор магнитный трехбарабаииый 762 х 1830 мм, 6 шт.; 18 — сгуститель концентрата
0 6700 мм; 19 — вакуум-фильтр 0 1830 мм
(Приведено количество оборудования на фабрике)
В мельницу поступает руда крупностью 73% класса +4,7 мм,
большая часть руды представлена материалом крупностью 9—.13 мм.
В разгрузке мельницы содержится 85% класса —1,2 мм. Плотность
пульпы в мельнице 87% твердого. Производительность стержневой
мельницы 138 т/ч. Расход стержней равен 0,82 кг/т. Во второй ста-
дии материал измельчается до крупности 90% класса —0,044 мм
в шаровых мельницах с центральной разгрузкой, работающих в зам-
кнутом цикле с гидроциклонами. Скорость вращения мельницы равна
18 об/мин. Шары применяются диаметром 45—50 мм, расход их сос-
тавляет 1,4 кг на 1 т руды. Срок службы футеровки 6—8 месяцев.
314
Производительность мельницы 100—110 т/ч, циркуляционная наг-
рузка — 300%.
Обогащение руды производится в четыре стадии. В I стадии
руда обогащается методом сухой магнитной сепарации. Во II стадии
обогащается разгрузка стержневой мельницы магнитной сепарацией
в два приема с перечисткой магнитного продукта. В этой стадии уда-
ляется 18% хвостов от питания. Из разгрузки шаровой мельницы
также сбрасываются хвосты. В последней стадии обогащается слив
гидроциклонов. В этой стадии применяется обесшламливание слива
гидррциклонов в гидросепараторах с последующей-магнить ой сепа-
рацией в три приема с перечисткой магнитного продукта. Концентрат
обезвоживается в сгустителе и фильтруется на дисковых фильтрах
и затем подвергается окомкованию.
Технологическая схема обеспечивает получение концентрата с со-
держанием 66,4% железа и 7,2% кремнезема при извлечении 87%.
Содержание магнитного железа в хвостах не превышает 1,5%.
Фильтрация концентрата вызывала ряд затруднений, и влажность
кека в первый период работы фабрики достигала 14—15%. Приме-
нение нейлоновой фильтроткани, увеличение вакуума с 530 до 630 мм
рт. ст., уменьшение содержания твердого в питании с 70 до 50%,
а также снижение скорости вращения дисков, при которой образуется
слой кека толщиной не более 8 мм, обеспечили снижение влажности
до 10,5%. Улучшение работы фильтров достигнуто также тщатель-
ным регулированием и контролем работы гидроциклонов. Вначале
около 45% материала крупностью <0,044 мм возвращалось с пес-
ками гидроциклонов в шаровую мельницу, что вызывало переиз-
мельчение. В результате подбора оптимального диаметра сливного
патрубка (63,5 мм) и песковой насадки (41 мм) содержание класса
—0,044 мм в песках снизилось до 25% [97].
§ 3.	ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНОЕ ПРЕДПРИЯТИЕ ХИЛТОН МАЙНС
Предприятие Хилтон Майнс находится в южной части провин»
ции Квебек, в 70 км к западу от г. Оттавы [95]. В состав предприятия
входят карьер, обогатительная фабрика и фабрика окомкования.
Карьер начал эксплуатироваться в 1957 г. и производит валовую
добычу нескольких сортов руды, выдавая их в смеси со средним содер-
жанием железа 23%, из них 16—20% магнитного железа. Фабрика
введена в эксплуатацию в 1958 г. Производительность предприятия
по горной массе составляет 9 млн. т в год, из них по породе —
5 млн. т в год и по руде — 4 млн. т в год. Предприятие выпускает
860 тыс. т в год высокосортных окатышей.
Рудной базой служит месторождение бедных магнетитовых руд
метаморфического типа. Вмещающие породы: известняк, гнейсы,
гранитные гнейсы и тальковые сланцы. Руда отличается большой
неоднородностью — на месторождении наблюдаются богатые маг-
нетитовые руды, серпентизированные магнетитовые руды, розовый
гранит с вкраплениями магнетита. Пустая порода, взрываемая
315
с рудой, частично отсортировывается в карьере. Для этого рабочие
пользуются специальными магнитомерами (с постоянными магни-
тами), позволяющими отличать магнетитовую руду от породы.
Из карьера руда автосамосвалами грузоподъемностью 20—40 т
подается на фабрику непосредственно в первичную дробилку.
Рис. 75. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Хилтон:
1 — бункер; 2 — гирационная дробилка 1070 лип; 3 — грохот 1500х 3600 мм; 4 — дробилка
конусная 1672 мм; 5 — грохот 1500 X 2400 Л1.и, 3 шт.; 6 — ленточный магнитный сепаратор
900 X 1370 X 1820 мм; 7 — дробилка короткоконусная 1672 мм; 8 — бункер, 2 шт.; 9 —
стержневая мельница 2,7 х 4,2 м, 2 шт.; 10 — барабанный магнитный сепаратор 914 х
X 1524 лыи, 4 шт.; 11 —двухбарабанный магнитный сепаратор 914 х 1524 мм, 2 шт.; 12 —
трехбарабанный прямоточный магнитный сепаратор *7.62 х 1524 мм, 9 шт; 13 — мельница
шаровая 3,1 X 3,9 л», 3 шт.; 14 — гидроциклон 0 355 лыи, 18 шт.; 15 — сгуститель 9 х
X 4,8 л»; 1в — вакуум-фильтр восьмиДисковый0182О мм, 3 шт.
 (Приведено количество оборудования на фабрике)
Схема цепи аппаратов приведена на рис. 75. Дробление руды
осуществляется в три стадии до конечной крупности 19—0 мм.
Производительность головной дробилки 1000 т/ч. Футеровка ко-
нуса первичной дробилки меняется после пропуска 1 млн. т руды,
а футеровка чаши — после 2 млн. т. Руда I стадии дробления под-
вергается грохочению по классу 75 мм, надрешетный продукт гро-
хота поступает во II стадию дробления. Для грохочения крупно-
дробленой руды применяют грохота с деками из литых или штам-
пованных блоков, покрытых в месте загрузки руды материалом из
сплава «Нихард». Эти деки служат более трех месяцев, затем за-
меняется только верхняя часть деки. Размер отверстий грохота 76 мм.
После II стадии дробления производится грохочение руды на
классы 4-8 мм и —8 мм на прутковых грохотах, деки которых со-
стоят из пяти секций выгнутых прутков, изготовленных из пру-
жинной стали толщиной 8 мм. Срок службы деки 4 месяца. Класс
316
—8 мм транспортируется в бункер мокрого обогащения, а класс
+8 мм обогащается сухой магнитной сепарацией в два приема с пе-
речисткой хвостов на ленточных магнитных сепараторах. Произво-
дительность сепаратора достигает 230 т/ч. Напряженность поля на по-
верхности ленты сепаратора не менее 1200 э. Потери железа в хвос-
тах происходят в виде низкосортного промпродукта и тонких бо-
гатых железом частиц, прилипших к более крупной породе. Пром-
продукт сухой магнитной сепарации поступает в III стадию дробле-
ния, где дробится до крупности 19—0 мм и складируется в бункера
емкостью 6 тыс. т.
На фабрике предусмотрено раздельное складирование крупного
и мелкого классов руды и обогрев паром бункера для материала
крупностью —8 мм. Это предохраняет руду от смерзания. Крупный
и мелкий материалы из бункеров объединяются и направляются
в I стадию измельчения — стержневые мельницы, оборудованные
бутарами с отверстиями 12 мм. Скорость вращения стержневой
мельницы равна 20 об/мин. Футеровка мельницы гладкая с лифте-
рами из марганцовистой стали. Бронеплиты из хромомолибденовой
стали служат около 2,5 лет. Стержни применяются диаметром 90 мм,
расход их равен 0,27 кг/т. Загрузка стержней осуществляется
стержнепогрузочным устройством через загрузочную цапфу. При по-
даче стержней загрузочный патрубок для руды поворотом вокруг
оси выводится из цапфы.
Во II стадии промпродукт измельчается до крупности 75% класса
—0,044 мм в шаровых мельницах с решетками, работающих
в замкнутом цикле с гидроциклонами. Скорость вращения шаровой
мельницы равна 20 об/мин. Футеровка мельниц из сплава «Нихард»,
ступенчатая, которая служит 5 лет. Толщина футеровки равна
127 мм. Шары применяются диаметром 40 мм, кованные из рель-
бового материала (закаленные). Расход шаров составляет 0,22 кг/т.
Перефутеровка барабанов мельниц производится на месте с исполь-
зованием пневматических муфт для медленного поворачивания мель- .
ниц. Внутренние цилиндры гидроциклонов изготовляются из сплава
«Нихард», разгрузочные патрубки — из карбида кремния, внутри
корпус гидроциклона футерован резиной. Диаметры сливной и пес-
ковой насадок гидроциклонов равны соответственно 102 и 53 мм.
Давление пульпы в гидроциклоне 1,7 кГ/см2. Суммарный расход
электроэнергии на измельчение составляет 14 кет • ч/т, в том чис-
ле стержневые мельницы расходуют 3,5 кет • ч/т.
Обогащение руды производится в три стадии. В I стадии сухой
магнитной сепарацией содержание магнитного железа в руде по-
вышается с 18 до 33% в результате сброса крупной пустой породы.
Во II стадии обогащается слив стержневой мельницы на барабанных
магнитных сепараторах в три приема с перечисткой магнитного про-
дукта. Большая удельная производительность сепараторов не поз-
воляет в один прием полностью выделить готовые хвосты. Дополни-
тельные расходы на второй и третий приемы сепарации относительно
невелики, уменьшение же нагрузки на тонкое измельчение и после-
317
дующие операции обогащения создает большую экономию, позволяет ;
увеличить производительность фабрики и облегчает выделение вы- '
сокосортного концентрата в последующей стадии обогащения. В III '
стадии обогащается слив гидроциклонов с выделением окончательного
концентрата, который после сгущения и фильтрации направля- 
ется mi а фабрику окомкования. Производительность сепаратора со- ’
ставляет 40 т!ч при содержании твердого в питании 16—20%. Из- ;
влечение магнитного железа в последней стадии обогащения 97,3%, ]
а общего железа 91,5%.	1
Технологическая схема обеспечивает получение концентрата с со- !
держанием: 69% железа, 2,4% кремнезема при извлечении 72%. '•!
В хвостах содержится 8,5% общего железа, 2,6% магнитного железа. 1
Коэффициент использования обогатительного оборудования равен з
95%, а дробильного оборудования — 75%. Перед окомкованием '
концентрат подвергается фильтрации с предварительным сгущением. •
В качестве фильтроткани применяется нейлон с площадью живого ,
сечения 50%. На фильтрах поддерживается вакуум 660 мм рт. ст. '5
Содержание твердого в питании 55—60%. Скорость вращения ме- :
шалки фильтра 96 об!мин.
На обогатительной и окомковательной фабриках работает 159 ’
человек, из них 80 технологов, 66 человек ремонтно-механической
службы и 13 человек административно-управленческого персонала.
Всего на предприятии работает 400 человек. Из 80 технологов в дро-
бильном корпусе работают 16 человек, в корпусе обогащения — 12 че-
ловек, на фабрике окомкования — 28 человек, в лабораториях —
12 человек, вспомогательные рабочие — 12 человек. Из 66 человек
ремонтно-механической службы — 48 слесарей, 10 электриков и 8
человек административно-технического персонала, занятых в меха-
нической и электрической службах. Весь основной ремонтный пер-
сонал работает в дневных сменах. В каждой смене работают только
по два слесаря и один электрик для производства мелких текущих
ремонтов. Во всех ремонтах принимают непосредственное участие
рабочие-технологи.	'
Предприятие выпускает 900 тыс. т окатышей в год с содержанием
66,5% железа, 2,5% кремнезема и 0,006% фосфора.
§ 4.	ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНОЕ ПРЕДПРИЯТИЕ АДАМ МАИНС
Предприятие Адам Майнс расположено в провинции Онтарио
и состоит из карьера, обогатительной фабрики и фабрики окомко-
вания, полностью введенных в эксплуатацию в 1965 г. Предприятие
перерабатывает магнетитовую руду и выпускает около 1 млн. т в
год окатышей с содержанием 65% железа и 6,5% кремнезема.' Руд-
ник расположен в районе, где минимальная температура в зимнее
время доходит до —52° С. В карьере перед взрывом, скважин про-
изводят уборку снега. Приемный бункер первичной дробилки обо-
рудован специальным затвором, который закрывает приемное от-
верстие бункера во время разгрузки из него руды. Бункера обога-
318
тительной фабрики обогреваются паром, подаваемым в нижнюю часть
бункера. Окатыши на открытом складе во избежание смерзания об-
рабатывают хлористым кальцием.
Месторождение состоит из нескольких пластов магнетитовых
руд, разделенных вулканическими породами, и простирается на
расстояние более 10 км. Большинство рудных образований узкие
и прерывистые по простиранию. Оконтурено восемь рудных тел,
из них два — разрабатываются. Запасы месторождения 100 млн. т
руды со средним содержанием 22% железа. Руда является твердой
и абразивной, имеет полосчатое строение, в котором прослойки
. Рис. 76. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Адамс Майн:
I — бункер, 3 шт.; 2 — конусная дробилка 1370 мм', 3 — склад руды; 4 — двухдечный гро-
хот; 5 — шкивной магнитный сепаратор — 1524 х 1850 лип, 2 шт.; в — конусная дробилка
2120 мм\ 7 —короткоконуспая дробилка 2120 .«.и, 2 шт.; 8 — однодечный грохот, 2 шт.;
9 — стержневая мельница 3,45 х 5,4 м, 3 шт.; 10 — трехбарабанный магнитный сепаратор,
6 шт.; 11 —гидроциклон 0 300 и, 10 шт.; 12 — шаровая мельница 4,0 х 5,5 м,
3 шт.; 13 — однобарабанный магнитный сепаратор 900 х 1800 и, 5 шт.; 14 — гидросепара-
тор 0 5,4 м, 15 шт.; 15 — дешламатор «Сифон-сайзер», 3 шт.; 16 — трехбарабанный маг-
нитный сепаратор 912 х 1820 мм, 9 шт.; 17—гидросепаратор 0 9,6 л»; 18 — сгуститель
0 84 м
(Приведено количество оборудования на фабрике)
кварца толщиной 25 мм перемежаются с прослойками мелкозернис-
того «0,1 мм) магнетита толщиной менее 25 мм. Основной рудный
минерал — магнетит. В руде встречается немного гематита, пирита
и других минералов. Из карьера на фабрику руду привозят автоса-
мосвалы.
Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики, размеры и ко-
личество оборудования приведены на рис. 76. Дробление руды осу-
ществляется в три стадии. В I стадии руда дробится до крупности
150 мм в конусной дробилке при выпускной щели 115 мм. Произво-
дительность дробилки составляет 1600 т/ч. После I стадии дробле-
ный продукт подается на открытый усреднительный склад емкостью
12 тыс. т. Руду укладывают на склад консольным конвейером,
319
поворачивающимся в горизонтальной плоскости по сегменту на 48°.
При загрузке склада одновременно обеспечивается усреднение руды.
Руда разгружается со склада вибропитателями, установленными
в туннеле под складом, на ленточный конвейер и подается в корпус
II и III стадии дробления.
Затем руда поступает на двухдечный грохот и разделяется на
классы -}-50 мм, 50—15 мм и 15—0 мм. Крупные классы обогащаются
сухой магнитной сепарацией, мелкие классы: (в зимний период)
направляются в обогреваемые бункера обогатительной фабрики.
После II стадии дробления руда подается конвейером в бункер,
из которого ленточными питателями транспортируется на однодечные
грохоты, где разделяется на классы 4-15 мм и —15 мм. Верхний про-
дукт грохотов дробится в короткоконусных дробилках до крупности
15—0 мм, работающих в замкнутом цикле с грохотами. Дробленая
руда складируется в шесть бункеров емкостью по 3000 т каждый.
Циклом дробления управляет один оператор с центрального пульта.
Обогатительный цех состоит из трех идентичных. секций. Из-
мельчение руды производится в две стадии. В I стадии руда измель-
чается до крупности 1,2 мм в стержневых мельницах. В мельницу
загружают стержни диаметром 100 мм. Расход стержней составляет
0,68 кг/т. Производительность стержневой мельницы 150 т/ч.
Во II стадии промпродукт измельчается до крупности 95% класса
—0,044 мм в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле
с гидроцйклонами. Диаметры сливной и песковой насадок равны
соответственно 125 и 75 мм. Поддерживается постоянное давление
пульпы в гидроциклоне (1,26 kZ7cm2). Расход шаров равен 0,4 кг
на 1 т питания мельницы. Цикл измельчения автоматизирован.
Перед гидроциклонами на пульпопроводе установлен плотномер.
При изменении плотности питания гидроциклонов соответственно
изменяется производительность стержневой мельницы.
Обогащение руды производится в четыре стадии. В I стадии
руда обогащается сухой магнитной сепарацией. В этой стадии уда-
ляется около 16% хвостов и повышается содержание железа в руде
на 5%. Во II стадии обогащается слив стержневой мельницы мокрой
магнитной сепарацией в три приема с перечисткой магнитного про-
дукта. Производительность магнитного сепаратора составляет
80 т/ч'. В этой стадии выделяется 50% хвостов от питания сепарато-
ров и повышается содержание железа в промпродукте до 48%.
В III стадии обогащению подвергается разгрузка шаровых мельниц
на однобарабанных магнитных сепараторах, а в IV стадии — слив
гидроциклонов. ' После III стадии обогащения содержание железа
в промпродукте повышается до 53%. Слив гидроциклонов направля-
ется в обезвоживающий чан, а затем в дешламатор с сифонной раз-
грузкой песков для удаления шлама. Дешламатор имеет шесть
сифонов, работа которых автоматизирована. После обогащения в де-
шламаторе содержание железа в промпродукте повышается на 6%, при
этом в слив удаляется тонкий шлам, содержащий кремнезем. Пески
дешламаторов поступают на трехбарабанные магнитные сепараторы,
320
работающие с перечисткой магнитного продукта. Магнитная сис-
тема сепараторов состоит из четырех полюсов. Скорость вращения
барабана равна 25 об!мин. Барабаны футеруются резиной, срок
службы которой 3 года.
Четырехстадиальная схема обогащения состоит из восьми прие-
мов магнитной сепарации по выделению и перечистке магнитного
продукта и одного эффективно работающего приема дешламации.
Развитая технологическая схема обеспечивает получение магнитного
концентрата с содержанием 64% железа при извлечении магнитного
железа 99%. Содержание железа в хвостах равно 5%.
Часть магнитного концентрата для повышения содержания железа
подвергается флотации. В качестве коллектора применяется аминаце-
тат (45,4 г/т)г Расход вспенивателя (метилизобутилкарбонил) со-
ставляет 22,7 г/т. Флотационная доводка повышает содержание
железа в концентрате до 66%, а содержание кремнезема снижается
до 3—5%. В хвостах флотации содержится 25—30% железа, а в
хвостах магнитной сепарации — 5% железа.
Концентрат перекачивается на окомковательную фабрику, где
он подвергается сгущению, фильтрации до влажности 9,6% и оком-
кованию.
На фабрике производится сгущение хвостов для получения обо-
ротной воды. Хвосты грубой магнитной сепарации крупностью
+0,1 мм, полученные из слива стержневой мельницы, сгущаются
в гидросепараторе диаметром 9,6 м. Пески гидросепаратора пере-
качиваются насосом в хвостохранилище, а слив поступает в сгусти-
тель диаметром 84 м для осветления. Хвосты магнитной сепарации,
разгрузка шаровых мельниц и слив гидроциклонов направляются
в тот же сгуститель. В сгуститель поступает около 104 м3/мин пульпы,
возвращается в производство 94 м3/мин осветленной воды,
а 10 м3/мин обезвоженных хвостов отправляется в хвостохранилище.
Свежая вода добавляется в процесс в количестве 12 м3/мин. Пов-
торно используется около 90% необходимой для фабрики воды.
Для осаждения хвостов в сгустителе применяют флокулянт
(А12 (8О4)з X Н2О) в количестве 80 г/т. Флокулянт загружается
в стержневую мельницу. Содержание твердого в оборотной воде
(сливе сгустителя) достигает 400 мг/л. Степень чистоты оборотной
воды контролируется автоматическим прибором, работающим на
принципе фотоэффекта. Если в сливе сгустителя содержание твердого
превышает 400 мг/л, то добавляется большее количество флоку-
лянта. Пески сгустителя содержат 40% твердого и перекачиваются
в хвостохранилище, из которого вода дренируется в реку.
На предприятии работает 380 человек, из них 140 — эксплуата-
ционные рабочие, 160 — ремонтные рабочие, 80 — работники управ-
ления, лабораторий, руководители цехов и инженеры. В каждую
смену работают в цехе дробления — 3 человека, в цехе обогащения —
4 человека, в цехах флотации, окомкования — 8 человек [95].
21 Заказ 478
321
§ 5.	ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНОЕ ПРЕДПРИЯТИЕ ГРИФФИТ
Предприятие Гриффит находится в штате Онтарио, введено в эк-
сплуатацию в 1968 г. и включает карьер, обогатительную фабрику
и фабрику окомкования. Карьер обеспечивает добычу 4,7 млн. т
в год магнетитовой руды с содержанием 30—32% общего железа
и 24% магнетитового железа.
Рис. 77. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Гриффит:
I»—бункер; 2—конусная дробилка 1370 мм; з—склад руды; 4— мельница «Каскад»
9,7’Х 3,6 м, 2 шт.; 5 —грохот 2,4 х 6,0 м; в — двухбарабанный магнитный сепаратор,
12 шт.; 7 —гидроциклон, 2 шт.; 8 — рудно-галечная мельница 4,3 X 8,5 м, к шт.; 9 — сгу-
ститель; 10 —гидросепаратор, 4 шт. 11 —трехбарабанный магнитный сепаратор, 18 шт.;
12—флотационная машина; 13—сгуститель; 14— бак; 13—десяти дисковый фильтр
0 2 м, 6 шт.
(Приведено количество оборудования на фабрике)
Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики приведена на
рис. 77.
Руда дробится в конусной дробилке диаметром 1370 мм до круп-
ности 150—0 мм и транспортируется на склад емкостью 25 тыс. т.
Со склада руда подается в мельницы -самоизмельчения «Каскад»
размером 9,75 X 3,6 м, в которых измельчается до крупности 6,3 мм
при производительности мельницы 300 т/ч. Измельченный материал
обогащается магнитной сепарацией в два приема с перечисткой маг-
нитного продукта. Промпродукт направляется в гидроциклоны,
в которых классифицируется на две фракции: песковую, возвращае-
мую в мельницы «Каскад», и сливную, поступающую на повторную
классификацию в гидроциклоны, пески которых направляются в руд-
322
но-галечные мельницы. Рудная галя крупностью 65 мм выделяется
из разгрузки мельниц «Каскад».
В рудно-галечных мельницах (4,3 X 8,5 м) материал измельчает-
ся до крупности 90% класса —0,044 мм в замкнутом цикле с гидро-
циклонами. Слив гидроциклонов обогащается в гидросепараторах
и на трехбарабанных магнитных сепараторах с перечисткой кон-
центрата. Гидросепараторы восходящими потоками воды эффектив-
но удаляют в слив пустую породу.
Магнитный концентрат подвергается флотационной доводке, вклю-
чающей основную флотацию и две перечистки. Флотационный кон-
центрат сгущается до 70% твердого и качается насосами в баки,
из которых подается на дисковые фильтры для обезвоживания до
влажности 10%.
Кек подвергается окомкованию. От момента поступления руды
в мельницы «Каскад» до превращения ее в окатыши требуется
около 6 ч.
На фабрике широко применена резиновая футеровка в насосах,
гидроциклонах, рудно-галечных мельницах, трубопроводах. Про-
изводительность обогатительной фабрики по руде составляет 600 т/ч,
фабрика окомкования выпускает около 1,5 млн. m/год окатышей,
с содержанйем 66% железа. ,
§ 6.	ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНОЕ ПРЕДПРИЯТИЕ ШЕРМАН
Предприятие расположено в штате ОнтариоТоколо г. Темагами
и включает три карьера, обогатительную и окомковательную фаб-
рики. Первая партия окатышей была отгружена в марте 1968 г.
Месторождение представлено бедными тонковкрапленными магне-
Рис. 78. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Шерман:
1 — мельница «Каскад»; 2 — грохот; 3 — двухбарабанный магнитный сепа-
ратор; 4 — гидроциклон; 5— насос; в—|рудно-галечная мельница; 7 —
_ дешламатор «Сифон-Сайзер»; 3 — сгуститель; 9 — дисковый фильтр
21*
323
Титовыми рудами с содержанием 25—26% железа, кроме магне-
тита имеется также гематит и пирит.
Схема цепи аппаратов фабрики приведена на рис. 78. Руда об-
рабатывается по двухстадиальной схеме измельчения и обогащения.
В I стадии работает мельница самоизмельчения типа «Каскад»
(8,2 X 3,0 м) в замкнутом цикле с грохотом. Производительность
мельницы составляет 1,4 млн. т руды в год. Во II стадии промпро-
дукт измельчается до крупности 90% класса —0,044 мм в рудно-
галечных мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроцикло-
нами.
Технологическая схема включает четыре приема по выделению и
перечистке магнитного продукта на магнитных сепараторах. Перед
окончательной магнитной сепарацией слив гидроциклонов подверга-
ется обесшламливанию в дешламаторах типа «Сифон-сайзер» с авто-
матической разгрузкой песков при помощи сифонов. «Сифон-сайзе-
ры» обеспечивают оптимальное питание магнитных сепараторов.
Концентрат сгущается, фильтруется и направляется на окомкование.
Содержание железа в окатышах достигает 66%. Для получения 1 т
окатышей из руды надо выделить около 2,5 т хвостов.
§ 7.	ЖЕЛЕЗОРУДНЫЕ ПРЕДПРИЯТИЯ БРИТАНСКОЙ КОЛУМБИИ
Па железорудных предприятиях Британской Колумбии, принад-
лежащих канадским фирмам, производят железные концентраты, эк-
спортируемые в Японию. Рудники разрабатывают небольшие место-
рождения магнетитовых руд, содержащих от 39 до 51% железа,
и после их обогащения выпускают концентраты с содержанием 61 —
65% железа. Рудники расположены в северо-западном районе
Канады, отличаются высокой производительностью труда, срав-
нительно низкой стоимостью концентратов, небольшими сроками
строительства и капитальными затратами. Руда доставляется
автосамосвалами до дробильно-сортировочных установок, уда-
ленных от рудников на расстояние 0,5—3,2 км. Первичное дробление
руды до крупности 75—200 мм осуществляется в щековых дробилках
с последующей магнитной сепарацией. От дробильных установок
до обогатительных фабрик руда доставляется автотранспортом или
конвейерами. Для обогащения руды применяется сухая и мокрая
магнитная сепарация [98].
Предприятие Зебаллос. Рудник разрабатывает две магнетитовых
толщи руды с содержанием 50% железа. Месторождение предс-
тавляет трубчатообразную залежь мощностью от 12 до 30 м, падаю-
щую под углом 40°. Простирание залежи 300 м, длина по падению —
90 м. Руда залегает среди вулканических пород и известняков и
представлена твердым тонкозернистым магнетитом с небольшими
включениями сульфидов, силикатов и кальцита. Руда дробится до
крупности 75 мм в две стадии в первичной щековой дробилке 760 X
X 1050 мм и вторичной щековой дробилке 250 X 1050 мм. Дробле-
ная руда подвергается магнитной сортировке на ленточном коНвейе-
824
ре, оборудованном шкивом с магнитной системой. На обогатительную
фабрику промпродукт доставляется конвейером и обогащается сухой
магнитной сепарацией. Измельченый промпродукт подвергается мок-
рой магнитной сепарации. Фабрика выпускает около 200 тыс. т
в год концентрата с содержанием 62—63% железа. .
Предприятие Джидвей. Рудник расположен на острове короле-
вы Шарлотты и введен в эксплуатацию в 1962 г. Рудное тело разме-
ром 300 X 70 м прослеживается на глубину 150 м. Производитель-
ность карьера составляет 2200 т руды в сутки. На расстоянии 0,65 км
от карьера находится дробильная установка, где производится
дробление руды до крупности 200 мм в щековой дробилке. Дробле-
ная руда отвозится на склад обогатительной фабрики.
Дробление руды производится в три стадии с предварительным
грохочением перед II и III стадией. После II стадии дробленая руда
обогащается сухой магнитной сепарацией с выделением готового
концентрата, хвостов и промпродукта. Промпродукт измельчается
в стержневой мельнице в замкнутом цикле с грохотом и обогащается
в три приема магнитной сепарацией. Концентрат магнитной сепара-
ции подвергается классификации с выделением крупнозернистых
песков, являющихся готовым продуктом, и слива, направляемого
на сгущение и фильтрацию. Хвосты магнитной сепарации подверга-
ются сгущению в гидроциклонах и сгустителе для получения обо-
ротной воды. Предприятие выпускает 200 тыс. т концентрата в год
с содержанием 58,4% железа.
Предприятие Бриннор. Обогатительная фабрика Бриннор пере-
рабатывает неравномерно вкрапленные скарновые магнетитовые руды
с содержанием железа от 25 до 51 %. Производительность фабрики
700 тыс. т руды в год [99].
Схема цепи аппаратов фабрики приведена на рис. 79. Дробление
руды осуществляется в три стадии. В I стадии руда дробится в ко-
нусной дробилке при выпускной щели 127 мм. Производительность
дробилки равна 450—600 т/ч. После крупного дробления руду раз-
деляют на двухдечном, подвижном колосниковом грохоте тяжелого
типа на классы: 160—50, 50—16 и 16—0 мм. Грохот установлен
под углом 20°, нижнее сито грохота — щелевое. Крупные классы
раздельно обогащаются методом сухой магнитной сепарации на шкив-
ных сепараторах с постоянными магнитами и на электромагнитных
сепараторах. Во II стадии промпродукт сухой магнитной сепарации
дробится в конусной дробилке при выпускной щели 25,4 мм, а в
III стадии — на короткоконусных дробилках при выпускной щели
12,7 мм, работающих в замкнутом цикле с вибрационными грохотами,
оборудованными щелевыми сйтами. Конечная крупность дробленого
промпродукта равна 16—0 мм. Дробление, грохочение и сухая маг-
нитная сепарация проводятся на установке, расположенной в карье-
ре. После I стадии дробления складирование дробленой кусковой
руды проводится в укрытом штабеле емкостью 3400 т. Для склади-
рования конечного дробленого промпродукта в карьере имеется
бункер емкостью 9 тыс. т. Большая емкость промежуточных
325
складов обеспечивает равномерную загрузку фабрики при различ-
ном режиме работы дробильного и обогатительного отделений и поз-
воляет установить перед мельницами небольшие расходные бункера.
На обогатительную фабрику, расположенную в 12 км от карьера,
промпродукт доставляется автосамосвалами.
Рис. 79. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Бриннор:
1 — бункер, 2 шт.; 2 — конусная дробилка 0 1650 лии; з — склад руды; 4 — колосниковый
грохот 1525 х 3660 лив; 5 — электромагнитный сепаратор; в — шкивной сепаратор; 7 —
конусная дробилка 0 1675 лив; 8 — короткоконусная дробилка 0 1675 лив; 9 — вибраци-
онный грохот 610 X 3050 лив, 2 шт.; 10— стержневая мельница 2900 X 3660 лив, 2 шт.;
11 — трехбарабанный магнитный сепаратор 760 X 1830 мм, 2 шт.; 12 — конус 0 2,5 лив;
13 — барабанный фильтр 3860 X 2440 лив, 2 шт.
(Приведено количество оборудования на фабрике)
Промпродукт измельчается до крупности 1—0 мм в одну стадию
в стержневых мельницах, работающих в открытом цикле и оборудо-
ванных контрольными разгрузочными бутарами с отверстиями
9,5 мм.
Обогащение руды осуществляется в две стадии. В I стадии обо-
гащаются крупные классы руды сухой магнитной сепарацией с пе-
речисткой хвостов. В этой стадии удаляется около 20% хвостов.
Во II стадии обогащается слив стержневой мельницы, содержащий
35% класса 0,15 мм, на трехбарабанных сепараторах с керамиче-
скими магнитами, работающими с перечисткой магнитного продукта.
Производительность сепаратора достигает 76 т/ч при содержании
твердого в питании 30 %. Перед фильтрацией осуществляется обес-
шламливание и сгущение концентрата в конусе. Пески конуса обез-
воживаются до содержания влаги 6% на барабанных вакуум-филь-
трах с наружной фильтрующей поверхностью около 28 м\
Технологическая схема обеспечивает получение концентрата с со-
держанием 63—64,5% железа, при этом из промпродукта сухой
326
магнитной сепарации, содержащего 48—50% железа, извлекается
90% железа.
Предприятие Эмпайр. Рудник расположен на острове Ванкувер
и введен в эксплуатацию в 1957 г. Месторождение разрабатывается
открытым способом, ведется подготовка к подземной добыче. В маг-
нетитовой руде содержится 40% железа. Производительность руд-
ника составляет 650 тыс. т руды в год. Туда доставляется на рас-
стояние 1 км к дробильной установке и пластинчатым питателем
подается в щековую дробилку, в которой дробится до крупности
150 мм. Дробленая' руда подвергается магнитной сепарации, по-
вышающей содержание железа с 40 до 48%. Магнитная сепарация
осуществляется в два приема: в I приеме работают шкивные сепара-
торы размером 1,2 X 0,9 м, а на перечистке — 0,55 X 0,75 м.
Обогащенный промпродукт направляется на обогатительную фаб-
рику, где подвергается грохочению и последующей сухой магнитной
сепарации с выделением готового концентрата и промпродукта. Пром-
продукт дробится до крупности 37 мм и подвергается мокрому гро-
хочению с последующей магнитной сепарацией. Конечный концентрат
содержит 60% класса +6 мм и 58% железа. Извлечение магнитного
железа составляет 96%, производительность фабрики — 230 т!ч
РУДЫ.
Предприятие Нимпкиш. Рудник расположен на севере острова
Ванкувер и введен в эксплуатацию в 1959 г. В магнетитовой руде
содержится 39% железа. На дробильной установке руда дробится
до крупности 150 мм и подвергается магнитной сепарации, в резуль-
тате которой содержание железа повышается с 39 до 52%. Обога-
щенная руда доставляется конвейером на обогатительную фабрику,
где подвергается сухой магнитной сепарации, измельчению в стерж-
невой мельнице, мокрой магнитной_ сепарации и обезвоживанию.
Содержание влаги в концентрате 5%. Фабрика выпускает концен-
трат с содержанием 62% железа в количестве 200 тыс. т в год.
Предприятие Тексада. Рудник Тексада введен в эксплуатацию
в 1952 г., а в 1961 г. реконструирован. На руднике добывается маг-
нетито-халькопиритовая руда открытым и подземным способами.
Технологическая схема обработки руды приведена на рис. 80. Исход-
ная руда пластинчатым питателем 1,5 X 5,0 м подается из бункера
па колосниковый грохот с размером щели 100 мм. Верхний продукт
направляется в щековые дробилки (900 X 1200 мм). После щековых
дробилок руда поступает на склад емкостью 10 тыс т. Со склада
руда направляется на грохочение, где разделяется на три класса
+100, —100+36 и —36 мм. Крупные классы обогащаются сухой маг-
нитной сепарацией на шкивных электромагнитных сепараторах
600 X 900 мм. Хвосты подвергаются перечистке на'шкивном элек-
тромагнитном сепараторе 750 X- 750 мм. Магнитный продукт дро-
бится до крупности 36 мм в конусных дробилках и совместно с мел-
ким классом руды направляется на вторичное грохочение, где руда
разделяется на классы —36 + 15, —15 + 12 и —12 мм. Класс
36 + 15 мм обогащается на шкивном магнитном сепараторе 750 X
327
X 900 мм, а класс—15 + 12 мм —на барабанных магнитных сепа-
раторах 750 X 1200 мм. Хвосты сепараторов перечищаются, а маг-
нитный продукт совместно с классом —12 мм поступает в бункер
Руда.
Грохочение
Дробление!
Перечистка хвостов^
Г р о хо ч ение
|+100 мм	^100-36мм
Сухая магнитная сепарация
\ .....
Дробление!!
[36-15 мм	^15-12 мм
0 ухая' магнитная с епарация
X ...... ... ~1J
Хвосты
у ----	-
Дробление!!!
12-0 мм
Измельчение
Классификация
Флотация
Магнитная сепарация
Медный
концентрат
Магнитная сепарация
Хвосты
-36мм
12-0мм
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
Обезвоживание
Сгущение
Хвосты
Фильтрация Сушка.
ДКелезнык
концентрат
Рис. 80. Технологическая Схема обогатительной фабрики
Тексада
емкостью 3 тыс. т. Из бункера материал поступает в мельницы 3,0 X
X 4,2 м, работающие в замкнутом цикле с гидроциклонами. Измель-
ченный продукт подвергается флотации, магнитной сепарации, сгу-
щению и фильтрации, в результате чего выделяются железный и мед-
ный концентраты. Фабрика выпускает 450 тыс. т в год магнетитового
концентрата с содержанием 61,8% железа.
328
Глава IX
МАГНИТНООБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ ШВЕЦИИ,
ФИНЛЯНДИИ И НОРВЕГИИ
§ 1.	МАГНИТНООБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ ШВЕЦИИ *
Горнообогатительное предприятие Кируна
Предприятие Кируна расположено за полярным кругом, на базе
месторождения Кируна — самого крупного месторождения магнети-
товых руд в Швеции. В состав предприятия входят два рудника
(Кируна и Луоссаваара) с подземной и открытой разработкой руд,
подземное отделение дробления, сортировочные фабрики на Кируна
и Луоссаваара, обогатительная и окомковательная фабрики. Сорти-
ровочные фабрики введены в эксплуатацию в 1955 г., обогатительная
и окомковательная фабрики — в 1965 г. Готовая продукция пред-
предприятия представлена богатой кусковой рудой, аглорудой и ока-
тышами.
Подземное отделение дробления.
На руднике Кируна руда выдается по сортам раздельно в соответ-
ствии с требованиями по содержанию железа и фосфора. Руда, содер-
жащая около 68% железа и 2% фосфора, выдается как богатая
руда, не требующая обогащения. Остальная руда (80% от всей до-
бычи) содержит около 35% железа и 0,6% фосфора и подвергается
дроблению, сортировке и обогащению. Бедные руды в зависимости
от содержания фосфора делятся на три сорта: кв, кс, кд. Транспорти-
ровка руды в отделение дробления осуществляется самосвалами.
Дробление руды под землей осуществляется в две стадии.
В I стадии работают щековые дробилки сложного качания размером
1400 X 1800 мм, во II стадии — конусные гирационные дробилки.
Конечная крупность дробления 100—0 мм. Дробление проводится
на десяти подземных установках. Дробленая руда системой пита-
телей и ленточных конвейеров загружается по сортам, в скиповые
подъемники, которые разгружают ее в бункера Центральной сорти-
ровочной фабрики. Производительность восьми скиповых подъем-
ников составляет 500 т!ч каждого, а двух — по 1000 т/ч'.
На руднике Луоссаваара подземным способом добывают богатую
руду с содержанием 56—60% железа и 0,3—0,6% фосфора, а откры-
тым способом добывают бедную руду с содержанием 35% железа
и 0,1% фосфора. Добыча богатой и бедной руды составляет соответ-
ственно 460 тыс. т и 750 тыс. т в год. Богатая и бедная руда дробится
в две стадии на подземных установках до крупности 100—0 мм
и обрабатывается на двух секциях сортировочной фабрики Луосса-
ваара.
* Составлена по данным института Мехапобрчермет.
329
Центральная сортировочная фабрика Кируна	1
Сортировочная фабрика Кируна выпускает 14 млн. т в год го- 1
товой продукции'. Фабрика состоит из 10 секций. Каждый сорт до- -]
бываемой руды обрабатывается раздельно на секциях фабрики.
Руда сорта кв и кс обогащается соответственно на секциях 1 и 2,
на секциях 3, 4 обрабатывается руда двух сортов кс и кд, на отдель- :
ных секциях обогащается руда сорта кд.
Технологическая схема обработки руды и схема цепи аппаратов
приведены на рис. 81, 82. На всех секциях осуществляется: первич-
ное грохочение руды на два продукта крупностью 100—20 и 20—0 мм,
вторичное грохочение полученных продуктов на классы 100—50,
50—20, 20—10, 10—0 мм. На секциях 1—4 класс 20—0 мм подверга-
ется мокрому грохочению на три класса 20—10 (6), 10 (6) — 2 и
2—0 мм. Всё продукты грохочения обогащаются магнитной сепара-
цией с выдачей концентрата и хвостов, а на секциях 2, 5, 6, 7,
кроме конечных продуктов обогащения, выделяется промпродукт,
который направляется на обогатительную фабрику для дальней-
шей обработки. На секциях 1—2 предусмотрена обработка руды
мокрым и сухим способами. Мокрый способ обработки применяется
для руды, требующей обогащения ее мелких классов, которое воз-
можно осуществлять только в водной среде.
На фабрике применяют различные типы магнитных сепараторов
в зависимости от крупности обрабатываемой руды. Для руды круп-
ностью 100—50 мм используются ленточные сепараторы 900 X
X 2500 мм, а для классов руды 50—20, 20—10 и 20—6 мм приме-
няются ленточные сепараторы 766 X 2500 мм. Руда крупностью
10—0 и 10—2 мм обогащается на магнитных сепараторах «Март-
селл» 600 X 1500 мм. Для мокрого обогащения мелкой руды круп-
ностью 6—2 и 2—0 мм применяются барабанные сепараторы 600 X
X 2500 'мм с прямоточными ваннами.
На секциях, где производится мокрая магнитная сепарация
мелкой руды (2—0 мм), в схему включена фильтрация концентрата
на магнитных фильтрах с фильтрующей поверхностью 5,6 м\ Удель-
ная производительность фильтра достигает 13 rnfM2 _ ч при влаж-
ности кека 6%.
Из руды крупностью 100—0 мм выделяют хвосты с содержанием
7% железаг, при снижении крупности руды до 25 мм содержание
железа в хвостах уменьшается до 5%.
Готовая продукция фабрики загружается в бункера раздельно
по сортам в зависимости от крупности, содержания железа и фос-
фора (табл. 83).
Сортировочная фабрика Луоссаваара состоит из двух секций,
обрабатывающих бедную руду крупностью 100—0 мм. Руда грохо-
чением разделяется на три класса: 100—75, 75—25 и 25—0. Класс
100—75 мм дробится и возвращается в цикл грохочения. Классы
75—25 и 25—0 мм обогащаются на ленточных магнитных сепара-
330	'
Мокрая сортировка.
Исходная руда 100-0мн
Руда.
| 100-0мм
Сухая сортировка.
20-Омм I"-"
Грохочение
Q-2 мм |	"|
|	*	2-10 мм
120-100мм
Гоохочение
0-20 мм
Гр о хо ч ен ие
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
Фильтрация
10-20 мм
20-50мм
50-100мм
Магнитная сепарация
Магнитная
сепарация
Магнитная
сепарация
Грохочение
| 20-100мм
Грохочение
20-50мм	150- 100 мм
Магнитная
сепарация ,
10-20MM
-0,5мм
Сгущение

Магнитная
сепарация 
Магнитная
сепарация
Магнитная
сепарация
| Ю-20нн
Перечистка
хвостов
П еречистка
Классификация
г
Грохочение
Магнитная
с операция
Магнит н а.я с е парация
Промпродукт 0 кор-
пус обогащения
Магнитная
сепарация
Хвосты Кснцентра
баба б сбарот '	Концентрат .. \ Хбосты обоцае .
Рис. 81. Технологическая схема центральной сортировочной фабрики Кируна
Таблица 83 ,
Характеристика готовой продукции по сортам фабрики Кируна
Содержание компонентов и крупность продукции	Секция 1		Секции 2, 3, 4	Секции 5—10		
	кв	Кв мелкий	КС	кд	кд	кд мелкий
Содержание, %: Fe	67,0	68,0	65,5	63,0	59,0	62,0
Р	0,07	0,07	0,16	0,65	1,55	1,1
SiO2	2,9	2,5	3,8	4,8	5,0	4,1
СаО	1,0	0,8	1,5	2,7	5,3	3,8
Выход классов, %: 50 мм	18			16	16	16	
50—20 мм	25			20	20	20		
20—5 мм	38	6,0	31	31	31	6
5,0 мм	19	94,0	33	33	33	94
	100,0	100,0	100,0	100,0	100,0	100,0
Рис. 82. Схема цепи аппаратов центральной сортировочной фабрики Кируна
1 — грохот; 2 — двухбарабапный магнитный сепаратор; 3 — одпобарабанный магнитный
сепаратор; 4 — классификатор; S — сгуститель; 6 — дисковый фильтр; 7 — ленточный маг-
нитный сепаратор; 8 — магнитный сепаратор «Мартселл»
торах., которые выделяют промпродукт и отвальные хвосты. Пром-
продукты транспортируются на обогатительную фабрику, где
332
промпродукт крупностью 75—25 мм используется в качестве
гальки в процессе рудно-галечного измельчения, а промпродукт
крупностью 25—0 мм подвергается обогащению.
Обогатительная фабрика Северная Кируна
На фабрике перерабатываются промпродукты сортировочных
фабрик Кируна и Луоссаваара. Производительность фабрики по
промпродукту составляет 3 млн. т в год, а по концентрату —
1,2 млн. т в год. Содержание железа в перерабатываемом промпро-
дукте равно 35%, содержание фосфора в промпродукте фабрики
Кируна — 2%, а в промпродукте фабрики Луоссаваара — 0,1 %.
Рис. 83. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Северная Кируна:
1 — бункер для промпродукта фабрики Кируна; 2 — бункер для промпродукта фабрики
Луоссаваара; з — бункер для рудной гальки; 4 — стержневая мельница 3,8 х 4,9 ж; 5 —
трехбарабанный магнитный сепаратор 600 X 1700 лип, 6 шт.; 6—дешламатор; 1 — двух-
барабанный магнитный сепаратор? 600 х 1700 жж; 81—рудно-галечная мельница 5,9 X
X 6,1 м; 9 — вибрационный грохот; 10— спиральный классификатор; 11—четырехбара-
банпый магнитный сепаратор 600 х 1700 мм, 8 шт.; 12 — однобарабанный магнитный сепара-
тор 600 X 1700 жж
(Приведено количество оборудования на секции)
Корпус обогащения состоит из трех секций, производительность
секции равна 200 т1ч. На секции раздельно загружаются в три бун-
кера промпродукты фабрик Кируна и Луоссаваара и галька. Емкость
каждого бункера 5 тыс. т.
Схема цепи аппаратов фабрики, размеры и количество оборудо-
вания, установленного на фабрике, показаны на рис. 83. Технологи-
ческая схема включает две стадии измельчения и две стадии обога-
щения. В I Стадии промпродукт измельчается до крупности 0,8
(1)—0 мм в стержневых мельницах объемом 54 мя каждая, оборудо-
ванных бутарами. Промпродукт в мельницы загружается из бункеров
333
системой питателей, конвейеров и дозаторов, которые взвешивают |
руду и регулируют ее подачу. Содержание твердого в мельнице со- 1
ставляет 80%. Во II стадии материал измельчается до крупности
—0,05 мм в рудно-галечных мельницах объемом 160 ж3 каждая, рабо- i
тающих в замкнутом цикле с грохотами и классификаторами. Грохот ’
позволяет загружать классификатор материалом более равномерной
крупности и снижает нагрузку на классификатор. Циркуляционная
нагрузка составляет 100%. Твердого в сливе мельницы 67—70%.
Мельницы футерованы резиной.
Срок службы резиновой футеровки составляет 5—6 лет. Резино-
вая решетка, в отличие от стальной, не забивается шарами. Корпус
рудно-галечной мельницы состоит из двух частей и является разъем-
ным по длине барабана. Привод мельницы имеет два двигателя
общей мощностью 5000 кет. Крупность используемой гальки снизи-
лась с 70—20 до 40—20 мм.
В I стадии обогащается подрешетный продукт бутары стержне-
вой мельницы в три приема магнитной сепарации с перечисткой маг-
нитного продукта. На секции в I .стадии установлено шесть трехба-
рабанных сепараторов. Производительность сепаратора в этой ста-
дии составляет 35 т/ч, оптимальная плотность питания сепараторов —
40% твердого. Хвосты I стадии сгущаются в дешламаторах и затем
поступают на контрольную магнитную сепарацию с повышенной на-
пряженностью магнитного поля. Во II стадии обогащается слив
классификатора в четыре приема магнитной сепарации с перечисткой
магнитного продукта. На секции установлено восемь четырехбара-
банных сепараторов. Производительность сепаратора равна 20 т/ч.
Хвосты II стадии после предварительного сгущения подвергаются
контрольной магнитной сепарации. Технологическая схема обеспе-
чивает получение концентрата с содержанием, 65—66% железа при
извлечении железа 70%.
На фабрике используется оборотная вода. Слив сгустителя хво-
стов перекачивается в сгуститель-резервуар оборотной воды. Для
осаждения шламов применяют флокулянты. Расход воды на фа-
брике 50 м3/мин, из них 40 м3/мин оборотной воды.
Фабрика работает в три смены. В каждую смену работают мастер,
диспетчер, два машиниста конвейеров, машинист мельниц, маши-
нист сепараторов, машинист насосов, пробоотборщик, три
слесаря, два рабочих по отгрузке и один человек резервный. Общий
штат фабрики равен 58 человек. Крупный ремонт осуществляется
секцией технического отдела, обслуживающей фабрику.
Концентрат поступает в виде пульпы самотеком в отделение филь-
трации фабрики окомкования, где установлено 14 барабанных филь-
тров с наружной поверхностью фильтрации каждого 38 м2. Филь-
тры при вакууме 600 мм рт. ст. и плотности питания фильтров
70% твердого выдают кек для окомкования с содержанием влаги
8,5%.
334
Горнообогатительное предприятие Мальмбергет
Предприятие Мальмбергет расположено в 70 км на юго-восток
от Кируна. В состав предприятия входят шахты Мальмбергет
и Аллианс, отделение дробления, сортировочная, обогатительная
и окомковательная фабрики. Сортировочная фабрика введена в экс-
плуатацию в 1957 г., обогатительная фабрика — в 1960 г. и оком-
ковательная фабрика — в 1965 г. Готовая продукция предприятия —
концентраты и окатыши — железнодорожным транспортом от-
правляются в порт Лулео или в норвежский порт Нарвик.
Рудная база предприятия — месторождение Елливара, разра-
батываемое подземным способом. Разведанные запасы руды со-
ставляют 300 млн. т, из них 80% магнетитовых руд и 20% гематито-
вых. Среднее содержание в руде: 50—55% железа, 0,08—0,1% фос-
фора. Основные рудные минералы: магнетит и гематит. Пустая по-
рода представлена кварцем, апатитом, полевым шпатом, слюдой
и роговой обманкой.
Сортировочная, фабрика Мальмбергет
Технологическая схема обработки магнетитовой руды приведена
на рис. 8'4. Добытая в шахте руда крупностью 1300 мм подвергается
под землей дроблению в две стадии до крупности 100 мм. Дробле-
ние осуществляется в щековых и конусных дробилках. Дробленая
руда рассеивается на классы крупностью 100—50 (20), 50 (20) — 10
и 10—0 мм, которые раздельно обогащаются методом сухой магнит-
ной сепарации. Руда крупностью 100—50 и 50—10 мм обогащается
на барабанных сепараторах диаметром 916 и 766 мм с постоянными
магнитами и электромагнитными системами. Для обогащения класса
20—10 мм применяются ленточные магнитные сепараторы «Март-
селл». Из этих классов руды выделяются крупный (100—10 мм)
и мелкий (10—0 мм) концентраты, хвосты и промпродукты круп-
ностью 10—0, 50—10 и 100—50 мм. Промпродукты крупностью
50—10 и 10—0 мм направляются на обогатительную фабрику. Пром-
продукт крупностью 100—50 мм подвергается дроблению до круп-
ности 50—0 мм и затем грохочению на классы 50—10 и 10—0 мм.
Эти классы вторично обогащаются методом сухой магнитной сепа-
рации с получением крупного (50—10 мм) и мелкого (10—0 мм)
концентрата, промпродукта и хвостов. Промпродукт направляется
на обогатительную фабрику. В крупном концентрате содержится
59%, а в мелком — 63,5% железа.
На фабрике Мальмбергет и других фабриках Швеции и Норве-
гии широко применяется сухая магнитная сепарация. Для достиже-
ния максимальной селективности при сухой магнитной сепарации
материал классифицируют на классы крупности так, чтобы соотноше-
ние предельных размеров было не более 5:1. Для сепарации
руды применяют машины с постоянными магнитами и в этом случае
335
Секции. 1-2
Секции 3-7
Руда
Руд и
---------	*1100-20 мм
ДроблениеЖ^}
Дробление!
j——
Дробление I
Грохочение
го-Юмм
10-Омм
Дробление!
„ Г ‘
Дробление!
r i	"
Грохочение
ЮО-SOmm
10-0 мн
М агнитная сепарация
Маем ит на я сепарация Магнитная сепарация
Грохочение
*Z0mmL20-10\10-o]_
______J ММ ’ • мм
Магнитная сепараций Магнитная сепарант

Перечистка
Перечистка
Перечистка

Г р о х оч ение
\50-10мм	^10-0 мм
Магнитная сепарация
f	— "1
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация Перечистка
С) Дробление V
t,
Перечистка
Промпродукт
на фабрику
Крупица, концентрат
Мелкий концентрат
Хбосты
Рис. 84. Технологическая схема сортировочной фабрики Мальмбергет (для магнетитовой руды)
регулировка процесса сухой магнитной сепарации осуществляется
изменением скорости вращения барабана вместо изменения напря-
женности поля.
Обогатительная фабрика Малъмбергет
На фабрике обрабатывается промпродукт, поступающий с сор-
тировочной фабрики. Схема цепи аппаратов приведена на рис. 85.
Промпродукт измельчается в три стадии с последующей мокрой маг-
нитной сепарацией после первых двух стадий измельчения. В I ста-
дии промпродукт измельчается до крупности 1—0 мм в стержневых
Рис. 85. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Малъмбергет
1 — бункер; 2 — стержневая мельница 2,9 X 3,9 м; з — трехбарабанный магнитный сепара-
тор 600 X 1700 мм; 4 — классификатор спиральный; S — барабанный вакуум-фильтр;
в —однобарабаниый магнитный сепаратор 600 х 1700 мм; 1 — шаровая мельница 3,25 х
X 4,3 м; 8 — конус; 9.— трехдечный концентрационный стол; 10 — сгуститель Дорр
мельницах, футерованных резиной. Расход стержней составляет
110 г на 1 т концентрата. Разгрузка стержневой мельницы обога-
щается магнитной сепарацией в три приема, магнитная фракция
направляется в спиральный классификатор, где в слив выделяется
готовый концентрат крупностью 0,1—0 мм с содержанием 67,4%
железа. Пески классификатора поступают на контрольную магнит-
ную сепарацию и далее в шаровую мельницу. Разгрузка шаровой
мельницы подвергается магнитной сепарации в три приема, где выде-
ляется концентрат с содержанием 71,3% железа. Перед окомкова-
нием этот концентрат измельчается до крупности 75% класса
—0,044 мм в шаровых мельницах, футерованных резиной. Фильтра-
ция концентратов производится на барабанных вакуум-фильтрах
с наружной фильтрующей поверхностью. Удельная производитель-
ность фильтра равна'0,6 т/м2 ч при вакууме 600 мм рт. ст. и содер-
22 Заказ 478
337
жании влаги в кеке 8Г2—9,(У%. Расход электроэнергии на выработку з
1 т концентрата составляет 55 кет • ч, в том числе на измельче- |
ние — 34 кет • ч.	|
Окомковательная фабрика выпускает окатыши с содержанием ]
68,7% железа, 0,5% кремнезема, 0,013% фосфора и 0,003— *
0,1% серы.	•
Горнообогатительное предприятие Гренгесберг
Предприятие Гренгесберг находится в Швеции в 250 км к севе- ’
ро-западу от Стокгольма. Предприятие включает рудник с подземной
добычей руды, дробильно-сортировочную и обогатительную фабрики.
Готовая продукция предприятия представлена богатой кусковой
рудой и концентратом.
Предприятие разрабатывает месторождение Гренгесберг, пред- j
ставленное апатитосодержащими железными рудами. В основных *
рудных телах содержится: 60—67% железа, около 0,8% фосфора.
Главные рудные минералы: магнетит (80%) и гематит (20%), неруд-
ные — апатит и кварц, присутствуют также роговая обманка, биотит,
актинолит, мусковит, пегматиты. Рудные тела пересечены пегмати-
товыми и диабазовыми дайками. Руда среднезернистая (до крупно-
зернистой) и относительно плотная. Магнетит встречается в виде
отдельных зерен, а также крупных и мелких агрегатов. Размер
магнетитовых зерен колеблется от 0,1 до 1 мм. Большинство зерен
размером 0,1—0,2,мм.
Технологическая схема и схема цепи аппаратов фабрики приве-
дены на рис. 86, 87. Дробление руды осуществляется в три стадии.
Первичное дробление руды с содержанием 45% железа до крупности
250—0 мм проводится на двух подземных установках, оборудован-
ных щековыми дробилками. Дробленая руда скиповыми подъем-
никами подается в бункер отделения дробления, состоящий из двух
секций.
Готовый продукт дробления крупностью 40—0 мм рассеивается
мокрым способом на три класса крупности 40—6, 6—3 и 3—0 мм.
Из крупного класса руды (40—6 мм) на ленточных сепараторах
с постоянными магнитами выделяется магнетитовый концентрат.
Немагнитный продукт подается на суспензионную установку
«Стриппа» для выделения гематитового концентрата и хвостов. Со-
держание железа в кусковом концентрате 55%, в хвостах — 6%.
Кусковый концентрат объединяется с концентратом магнитной
сепарации и транспортируется в бункера кускового концентрата
крупностью 40—6 мм. В этом концентрате 60% Fe, 1% Р. В куско-
вый концентрат извлекается 54,6% железа. Из материала крупностью
6—3 мм на ленточных магнитных сепараторах выделяется магнети-
товый концентрат. Из немагнитного продукта на поршневых отсадоч-
ных машинах выделяются гематитовый концентрат и хвосты. Кон-
центрат магнитных сепараторов и отсадочных машин обезвоживается
на грохотах и направляется на склад. Из материала крупностью
338
Руда
Дробление!
Грох^чение_7Омм
Магнитная сепарация
+70мм	_	
Дроблен и.еД
Грохочение
Дроблением
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
Сгущение
Обезбоживц-
Тшё I
Грохочение
J Грохочение .
одни Г—''Дб™
Классификация^ '-
Слив f-----1 Пески
Магнитная сепарация
- |
I -“I
Сухая магнитная сепарация
Тяжелые суспензии
Отсадка

1 .1
Грохочение
. Сгуицение
j Обезвожива-
у t ние
Обезвожива-
Хвосты
Концентрат
Сгущение
Фильтрация
Перечистка
, Сгущение
Пески\ Слав
Фильтрация
Обезвоживание
Выщелачивание ,
азотной кислотой
t
Фильтрация ,
Перечистка
i
_ Обезвоживание ,
Обестпаллибание Обесшламливание
£
-------------4----------
Винтовые сепараторы
Концентрацией- I *-
ные столы Сгущение
...
Сгцщение
» Шлам
Рис. 86. Технологическая схема обогатительной фабрики Гренгесберг:
Фильтрат
Таблица 84
Химический состав готовой продукции фабрики Гренгесберг
Компоненты	Содержание, %		
	концентрат 40—6 Л1Л1	концентрат 6—0 мм	обссфосфорен- ный концентрат 0,5—0 Л1Л1
Fe	59,18	64,45	71,34
Fe3O4	. 72,69	74,27	94,64
MnO	0,22	0,2	0,19
СаО	4,34	2,76	0,04
^е2^3	9,34	15,23	4,02
MgO	2,23	1,08	0,23
А12О3	1,16	0,67	0,09
SiO2	6,42	3,42	0,56
TiO2	0,28	0,23		
v2o6	0,21	0,25	0,28
p2o5	2,47	1,56	0,018
s	0,05	0,006	0,002
Na2O	0,40	0,28	——
K„O	0,35	0,20		
Сумма	100,12	100,16	100,07
Рис. 87. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Гренгесберг:
1 — бункер; 2 — щековая дробилка 1500 X 1200>лг, 3 — скип; 4 — грохот 1750 х 3500 лии;
3 — конусная дробилка (Саймонс) 0 2100 лии; в — конусная дробилка Саймонс 0 1275 лии;
7— вибрационный грохот 1800 х 4800 лип; 4—ленточный магнитный сепаратор 0 ПЬмм;
9 — трехбарабанный магнитный сепаратор; 10 — барабанный грохот 0 700 мм; 11 —
гидроциклон 0 290 мм; 12 — сгустительная воронка 0 3200 мм; 13 — барабанный магнит-
ный сепаратор 0 600 лии; 14 — сгуститель 0 5 м; 15 — насос; 16 — спиральный сепаратор;
17 — обезвоживающие шведские столы 1200 X 3500 мм; 18 — барабанный фильтр 01660 лии;
19—ленточный магнитный сепаратор 0 1766 мм; 20 — грохот 600 х 1830 мм; 21 — сгу-
стительная воронка 0 1400 мм
340
3—0 мм на барабанных магнитных сепараторах с постоянными
магнитами при напряженности поля 800 гс выделяется магнетитовый
концентрат. Немагнитная фракция после обезвоживания обога-
щается на винтовых сепараторах и концентрационных столах.
Магнетитовый концентрат рассеивается на барабанных грохотах на
классы 3—0,5 и 0,5—0 мм. Класс 3—0,5 мм после обезвоживания до
содержания влаги 5% направляется на склад концентрата. Класс
0,5—0 мм после обесшламливания в гидроциклонах диаметром
290 мм подвергается магнитной сепарации при напряженности поля
600 гс, при этом выделяется готовый концентрат, часть которого
(около 3% от исходного) после обезвоживания направляется на
выщелачивание азотной кислотой для снижения фосфора. В ре-
зультате выщелачивания получается обесфосфоренный концентрат
с содержанием 71,2% железа и 0,009% фосфора.
Магнитно-гравитационная схема обогащения обеспечивает вы-
сокое извлечение железа в концентрат (93,9%). Производительность
фабрики 3,8 млн. т руды в год. Химический состав готовой продук-
ции, выпускаемой фабрикой, приведен в табл. 84.
Горнообогатительное предприятие Сваппаваара
Предприятие • Сваппаваара находится в Северной Швеции,
в 55 км восточнее г. Кируна. В состав предприятия входят карьер,
корпус I стадии дробления, корпус II и III стадии дробления, сор-
тировочная и обогатительная фабрики. Производительность пред-
приятия 4,2 млн. т руды в год. Предприятие выпускает товарную
кусковую руду и концентрат соответственно 2,1 и 0,9 млн. т в год.
Тонкий концентрат обогатительной фабрики перевозится желез-
нодорожным транспортом на окомковательную фабрику в г. Кируна,
товарная руда отправляется в норвежский порт Нарвик.
Предприятие разрабатывает месторождение Сваппаваара. Раз-
работка месторождения ведется с 1964 г. открытым способом.
Добыча руды селективная. Месторождение включает в основном
магнетитовые руды с содержанием фосфора от 0,1 до 0,7% и незна-
чительное количество гематитовых руд. По содержанию железа на
месторождении выделены: высококачественные руды (выше 58% Fe),
руды среднего качества (48—58%) и бедные руды (от 25 до 48%).
По содержанию фосфора руды разделяются на четыре типа:
магнетитовая руда с 0,7% фосфора (руда типа Б),
магнетитовая руда с 0,1% фосфора (руда типа В),
магнетитовая и мартитовая руда с 0,25% фосфора (руда типа Д).
Из руды типов В и Д выделяют готовый концентрат на сор-
тировочной фабрике. Для выделения концентрата из руды типа
Б требуется измельчение этой руды перед обогащением.
341
Сортировочная фабрика Сваппаваара
Технологическая схема и схема цепи аппаратов фабрики приве-
дены на рис. 88, 89. Дробление руды осуществляется в три стадии.
Руда из карьера в корпус I стадии дробления подается самосвалами
Руда.
3
Д р обление I
Грохочена е
250-80мн^--- 180-0 мм
ДроблениеZ	1
Сц'хое . Мокрое
грохочение грохочение
~-25мм 'ГкХЛ i+85MM'-	5
ДроблениеЖ
" На сухую сортировку |
г
Г р о хочение
Дробление!
У..._
-25мм
I Галька
23----.
Г вохсгчение
70-В0ММ ^W-ZSmm 25-Омм
Дробление!
На мокрую сорт пробку
Г рох'очение
б-0 мм	}25-6 мм
Сухая магнитная сепарация
Передистка хвостов-
€
 ।
Грохочение
5Дмм\———„„
Магнитная сепарация
Магнитная, сепарация
Фильтрация
Ь . . .-♦
Промпродукт
=а----» м»
классификация
СгуиЦение
^Оборотная
т Воса г
Грохочение
Магнитная сепараиш'
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
________’ Концентрат
С г у ицЬ н ие
Магнитная сепарация
3
Магнитная сепарация
Измельчение!
•	‘ Классификация
t	' t
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
L.....—» *-
Магнитная сепарация*
Магнитная сепарация
Ф ил ьм1! р ация
”4
О комкование
Т
Окатыши.
Рис. 88. Технологическая схема Сортировочной обогатительной
фабрики Сваппаваара
Сгущение
С гу ице ние
1
Магнитная сепарация
Оборотная
Вода
ХВосты
грузоподъемностью 40 т. Отделение крупного дробления состоит
из трех идентичных секций, две из которых предназначены для дроб-
ления сортировочных руд и одна — для дробления руд, поступа-
342
ющих на обогатительную фабрику. Рудник выдает три типа сортиро-
вочной руды, а для их дробления имеется только две секции, поэтому
предусмотрена возможность складирования одного из типов руды
около отделения крупного дробления. На каждой секции установ-
лено по одной щековой дробилке 1400 X 1800 мм, которая дробит
руду до крупности 250 мм. Отделение среднего и мелкого дробления
Рис. 89. Схема цепи аппаратов сортировочной и обогатительной фабрики Свап-
паваара:
Г— бункер; 2 — дробилка щековая 1400 х 1800 лии; з — грохот; 4 — дробилка среднего
дробления; 5 — сепаратор «Мартселл»; 6 — барабанйый сепаратор 0 600 в «Сала»; 7 —
стержневая мельница; — сгуститель; 9 — винтовой классификатор; 10 — двухспиральный
классификатор; 11 — магнитный фильтр 0 2 лг, 12 — рудно-галечная мельница; 13 — двух-
дечный грохот
343
состоит из трех секций, на двух из которых производится дробление
сортировочных руд, одна секция предназначена для дробления руд,
поступающих на обогатительную фабрику. Из корпуса крупного
дробления руда крупностью 250—0 мм поступает на неподвижные
колосниковые грохоты, установленные на каждой секции, где разде-
ляется на классы 250—80 и 80—0 мм. На каждой секции для сорти-
рованной руды (типа В и Д) имеются две технологические линии для
влажного и сухого материала. Руда крупностью 80—0 ж подверга-'
ется обогащению мокрым способом, так как она поступает на фабрику
из карьера со значительным содержанием влаги. Во II стадии руда
дробится до крупности 80—0 м,м. Дробленная до 80 мм сухая сорти-
ровочная руда и мокрая сортировочная руда крупностью 80—0 мм
обрабатываются далее раздельно.
В III стадии руда дробится до крупности 25—0 мм с предвари-
тельным грохочением по классу 25 мм. Подрешетный продукт мокрого
грохочения ленточным конвейером транспортируется на сортировоч-
ную фабрику на технологические линии мокрой обработки. Раз-
грузка дробилок III стадии совместно с подрешетили продуктом
сухого грохочения подается на технологические линии сухой об-
работки.
Руда типа Б, дробленная до крупности 80мм, подается на трехсит-
ные грохоты с размером отверстий 70, 40 и 25 мм, где выделяется
рудная «галька» крупностью 70—40 мм, используемая для рудно-га-
лечного измельчения. Если нет необходимости выделять гальку,
то вся руда крупнее 25 мм направляется в дробилки III стадии.
Сортировочная фабрика состоит из трех секций, на которых
раздельно обогащаются руды типов В и Д. На фабрику могут одно-
временно подаваться из цеха дробления два типа руды как в мокром,
так и в сухом виде. Каждая секция оборудована двумя бункерами
для складирования раздельно мокрой и сухой руды. Дробленая руда
рассеивается на классы 25—6 (5) и 6 (5) — 0 мм сухим и мокрым спо-
собами. Для сухого грохочения установлены грохоты Линдберга,
для мокрого — вибрационные грохоты с резиновыми ситами. Рези-
новые сита служат в 10 раз дольше, чем металлические.
Из руды крупностью 25—6 (5) и 6 (5) — 0 ж методом магнитной
сепарации выделяют готовый концентрат, промпродукт и хвосты.
Для обработки магнетитовой и мартитовой руды крупностью 25—6 мм
сухим способом установлены ленточные магнитные сепараторы диа-
метром 766 мм фирмы «Сала», а для обработки мартитовой руды мок-
рым способом — сепараторы типа «Мартселл». Для сухой обработки
мнгнетитовой руды крупностью 6—0 мм установлены ленточные се-
параторы диаметром 600 мм фирмы «Сала», а для мартитовой руды —
сепараторы типа «Мартселл». Для мокрой обработки руды 6—0 мм
применяются барабанные магнитные сепараторы диаметром 600 мм
фирмы «Сала».
Концентрат крупностью 6—0 мм обезвоживается в магнитном ва-
куум-фильтре диаметром 2000 мм с верхней загрузкой. Хвосты мок-
рой магнитной сепарации поступают на обезвоживание в спиральные
344
классификаторы, слив которых сгущается в сгустителе для получения
оборотной воды. Сортировочная фабрика выпускает концентрат: низ-
кофосфористый магнетитовый (крупный и мелкий концентраты) и
фосфористые магнетитовый и мартитовый (крупный и мелкий кон-
центраты), для складирования которых установлены четыре желез-
нодорожных бункера емкостью 1000 т каждый. В концентратах со-
держится 64—65% железа. Производительность сортировочной фаб-
рики 2,1 млн. т в год по готовой продукции.
Обогатительная фабрика Сваппаваара
На фабрике обрабатывается дробленая руда (25—0 мм) типа Б
и промпродукт сортировочной фабрики. Фабрика состоит из трех
одинаковых секций. На каждой секции установлены два бункера:
для руды и промпродукта и для гальки. Измельчение руды прово-
дится в две стадии в стержневых и рудно-галечных мельницах. Фу-
теровка стержневых мельниц выполнена из сплава «Нихард». Обога-
щение руды производится также в две стадии, причем в каждой
стадии применяются три-четыре перечистки магнитного продукта.
Хвосты подвергаются сгущению для получения оборотной воды.
Производительность фабрики 0,9 млн. т в год по концентрату.
Концентрат в количестве около 0,6 млн. т в год перевозится
в Кируну и подвергается окомкованию совместно с концентратом
фабрики Кируна. Смешанный концентрат содержит 67,0% железа
и 0,07% фосфора, удельная поверхность его составляет 1850 см2!г.
Дробильно-сортировочная и обогатительная фабрики Сваппаваа-
ра работают в две смены. Штат рабочих карьера составляет 121 че-
ловек. В отделениях дробления и на сортировочной фабрике каждую
смену работает 16 человек. Всего штат дробильно-сортировочной
фабрики составляет 41 человек, а штат обогатительной фабрики—
33 человека. Численность трудящихся предприятия Сваппаваара
300 человек, из которых 20 мастеров и 15 инженерно-технических ра-
ботников.
Горнообогатительное предприятие Стросса
Предприятие Стросса находится в центральной части Швеции
и разрабатывает месторождение Стросса, представленное бедными
магнетито-гематитовыми рудами, содержащими около 30% железа
и отличающимися низким содержанием фосфора. Предприятие состоит
из подземного рудника с отделением дробления, дробильно-сортиро-
вочной и обогатительно-окомковательной фабрики. Предприятие вы-
пускает высокосортный концентрат и окатыши.
Технологические схемы дробильной и обогатительной фабрики
приведены на рис. 90, 91. Исходная руда дробится до крупности
75. мм в две стадии на подземных установках и скиповыми подъем-
никами подается в бункера. Из бункеров руда подается на грохоты
сортировочной фабрики, где производится грохочение по классу
8 мм. Подрешетный продукт (8—0 мм) транспортируется в бункера
345
Руда. 75-0 ми
Грохочение
I -8 мм
+8 мм
и_
Магнитная сепарация
Магнитная
фракция
Не магнитная
Обогащение в тяжелых суспензиях
| Легкая
Отмыв суспензии,
Гр о качений
-15мм
75-15 мм
Сгущение
Тяжелая}
фракция I
Отмыв суспензии
Строительный Крупные
щебень хвосты
Дробление Ос 20мм
На е6огатитель~
ную фабрику
концентрат  концентрат
Рис. 91. Принципиальная технологическая схема
обогатительной фабрики Стросса
Рис. 90. Технологическая схема дробильно-сортиро-
вочной фабрики Стросса
обогатительной фабрики. Надрешетный продукт (75—8 мм) разде-
ляется на магнитных сепараторах на магнитную и немагнитную фрак-
ции. Из немагнитной фракции в тяжелых суспензиях на установке
(/гриппа выделяют отвальные хвосты и гематитовый продукт, кото-
рый объединяется с магнитной фракцией и дробится до крупности
20—0 мм.
Дробленый продукт подается в бункера обогатительной фабрики,
состоящей из двух секций производительностью 125 т!ч каждая.
Измельчение производится в три стадии: в стержневых мельницах
до крупности 1,8 мм, в шаровых мельницах до крупности 0,5 мм,
которые работают в открытом цикле с предварительной классифика-
цией материала в спиральных классификаторах, и в шаровых мель-
ницах — до крупности 0,1 мм, работающих в замкнутом цикле о
гидроциклонами. После каждой стадии измельчения материал обо-
гащают методом магнитной сепарации, в результате чего выделяется
магнетитовый концентрат крупностью 0,1 мм с удельной поверх-
ностью 2000 см2!г и содержанием 69% железа.
Из немагнитной фракции на винтовых сепараторах и концентра-
ционных столах выделяется гематитовый концентрат с содержанием
64% железа, который обезвоживается на барабанных фильтрах
и транспортируется на склад. Магнетитовый концентрат после сгу-
щения подвергается фильтрации до содержания влаги 8,2% на ба-
рабанных фильтрах с наружной фильтрующей поверхностью при со-
держании твердого в питании 70% и вакууме 600—650 мм рт. ст.
После фильтрации концентрат поступает на окомкование.
На фабрике применяют вместо труб гофрированные и гладкие
резиновые шланги. Питание магнитных сепараторов подается в 3—4
точки резиновыми шлангами. Трубы шламо- и водопроводов диамет-
ром от 100 до 350 мм соединяются между собой специальными без-
фланцевыми легко разъемными хомутами с резиновыми манжетами.
§ 2.	МАГНИТНООБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ ФИНЛЯНДИИ
Обогатительная фабрика Отанмяки
Обогатительная фабрика Отанмяки введена в эксплуатацию в
1954 г. и перерабатывает магнетито-ильменитовую руду. В руде так-
же содержится пирит и ванадий, представляющий особую ценность.
В исходной руде содержится 38—40% магнетита, 27—31% ильме-
нита, 1—2% пирита, 12% хлорита; 8% плагиоклаза, 18% горноблен-
дита и другие минералы. Кварц в свободном виде практически отсут-
ствует, поэтому руда малоабразивная. Руда содержит: до 40% же-
леза, 0,26% ванадия и 12% двуокиси титана.
Предприятие Отанмяки состоит из шахты с подземным дробле-
нием руды в одну стадию; дробильного цеха с сухой магнитной сепа-
рацией; обогатительного цеха; ванадиевого цеха с окомковательной
установкой.
347
Производительность предприятия составляет 0,8 млн. т руды
в год. Оно выпускает в год 220 тыс. т магнетитовых окатышей,
120 тыс. т ильменитового концентрата, 5 тыс. т пиритного концен- .
трата и 1,8 тыс. т пятиокиси ванадия, что составляет 8% от всего
мирового производства пятиокисиванадия. После реконструкциимощ- :
ностьпредприятия Отанмякипо руде достигнет! млн. т в год. [97].
Исследовательскими работами установлена возможность полу-
чения магнитного концентрата с содержаниями 69% железа и дву-
окиси титана 1—1,5% при измельчении до крупности 95% класса
—0,074 мм. Дальнейшее снижение содержания титана в магнитном
концентрате из-за уменьшения тонины помола почти невозможно,
так как 1—1,5% двуокиси титана изоморфно входит в состав магне-
тита. Обогатительная фабрика реконструируется для увеличения
производительности и перехода цеха обогащения только на мокрый
способ обработки руды.
Технологическая схема и схема цепи аппаратов фабрики с ука-
занием размеров и количества оборудования, установленного на
фабрике, приведены на рис. 92, 93. Дробление руды осуществляется
в три стадии до конечной крупности 25—0 мм. После II стадии дроб-
ления из материала крупностью 75—10 мм сбрасывается около 15%
хвостов сухой магнитной сепарации. Для грохочения руды после II
стадии дробления применяются сита, изготовленные из износостойкой
резины на тканевой основе. Отверстия сит штампованные, живое
сечение сит 20—30%. Дробленая руда поступает на колосниковый
грохот с отверстиями 3 мм. Колосники изготовлены из сплава «Ни-
хард». Надрешетный продукт обогащается методом сухой магнитной
сепарации, из него удаляется 8% хвостов. Подрешетный продукт на-
правляется в гидроциклоны диаметром 250 мм, пески которых сов-
местно с магнитным продуктом измельчаются в стержневой мельни-
це. Разгрузка стержневой мельницы поступает в реечный классифи-
катор, пески которого измельчаются в шаровой мельнице, работаю-
щей в замкнутом цикле с этим классификатором. Слив классифика-
тора является готовым продуктом I и II стадии измельчения, содер-
жит около 60% класса —0,074 мм и поступает на обогащение в цикл
мокрой магнитной сепарации. Промпродукт мокрой магнитной сепа-
рации измельчается до крупности 95% класса —0,074 мм в шаровой
мельнице III стадии, работающей в замкнутом цикле с гидроцикло-
нами. Из слива гидроциклонов методом мокрой магнитной сепара-
ции выделяется магнетитовый концентрат с содержанием 69% же-
леза, 1—1,5% двуокиси титана, 2% кремнезема и 0,6% пятиокиси
ванадия.
Концентрат обезвоживается в сгустителе и фильтруется на ба-
рабанных вакуум-фильтрах при вакууме 600—650 мм рт.ст. Влаж-
ность кека равна 8%. Фильтры оборудованы мощными качающимися
мешалками. Магнитные сепараторы оборудованы чистителями, уста-
новленными сверху зеркала корытных брызгал. Чистители изготов-
лены из транспортерной ленты и предназначены для съема магнит-
ного продукта при ограниченном расходе воды.
348
Магнитный концентрат направляется в ванадиевый цех, в кото-
ром магнитный концентрат измельчается, подвергается окомкова-
нию. Из окатышей при помощи выщелачивания извлекается ванадий.
Сухая магнитная
сепарация! ..
IХвос-
f-----------1 ты
Перечистка
I	-
Перечистки
Перечистка
75 мм
Руда
Дробление I
Дробление!
Г рох о* чем и е
~ '	\7510мм
Сихая магнитная сепарация!
Перечистка хвостов
Хвосты
(щебень)
-Шм>
Дробление!!
С_.
Хвосты
Классификация
( гидроциклоны)
Измель-
чен иеШ
Магнитная се-
парация!!
I । Хвосты
Перечистка
Перечистка
Перечистка
Перечистка
Сгущение
Фильтрация
Магнетитовый кон-
центрат на о ком ко-
вание
Мокрое грохочение
iK5-jMM J J-е™
Классификация (гидроциклоны)
Измельчение!
1
Классшрикация(классшрикатор)
Магнитная сепарация!!	Измерь-
Чечистка Хвость\ | чение
Перс
Перечистка*
Перечистка^
Перечистка*
Перечистка^*
ПереЧистка*
Сгущение
Хвосты
Хвосты {
Классификация
(гидроциклоны)
л вливг—
Слаб
Пески
Магнитная
сепараиия
Флотация
Пески
Пиритовый Ильменито-
концентрат вый концент-
рат
Рис. 92. Технологическая Схема обогатительной фабрики
Отанмяки после реконструкции
Производительность цеха обогащения по питанию 80 m/ч. Для об-
работки 1 т руды расходуется 22 квт-ч электроэнергии и 8 м3
воды. Цех обогащения работает в три смены, каждую смену обслу-
живают 8 рабочих. Всего на фабрике занято 36 человек в сутки.
349
В цехе обогащения применяется автоматика. Автоматические!
весы., установленные на конвейере, подающем руду в цех, сблоки-!
рованы с приводом конвейера. При изменении количества руды на,|
ленте, автоматически изменяется скорость движения ленты. Дози-|
ровка руды осуществляется с точностью 80±3 т/ч. Автоматически]
Руда
концентрат
Рис. 93. Схема^цепи аппаратов обогатительной фабрики Отанмяки после рекон- ;
струкции:	;
1 — бункер; 2 — щековая дробилка; з — конусная дробилка 0 1670 мм, 2 шт.; 4 — вибра- •;
ционный грохот 1,2 х 3 м, 2 шт.; 5—двухбарабанный магнитный сепаратор 0 600 х 
X 1440 мм, 2 шт.; в — короткоконусная дробилка 0 1670 мм, 3 шт.; 7 —колосниковый !
грохот 1,5 X 4,0 м, 2 шт.; 8— четырехбарабанный электромагнитный сепаратор 0 400 х ’
X 1500 мм, 2 шт.; 9— гидроциклон 0 250 л«; 10— стержневая мельница 2,7 X 3,6 м', ’
11 — реечный классификатор 2,4 х 9 м', 12 — шаровая мельница 2,7 X 3,6 м', 13 — семи- ’
барабанный магнитный сепаратор 0 600 х 1750 мм, 2 шт.; 14 —гидроциклон 0 500 лии; 
15 — магнитный сепаратор 0 600 х 1750 мм', 18 — гидроциклон; 17 — шаровая мельница
2,4 х 4,5 м', 18— пятибарабанный магнитный сепаратор 0 600 X 1750 лш, 2 шт.; 19—
сгуститель 0 5,3 лг, 20 — барабанный вакуум-фильтр 1,5 х 2,4 м, 2 шт.; 21 — сгуститель ч
0 20 м
(Приведено количество оборудования на фабрике)
определяется содержание магнетита в хвостах магнитных сепарато-
ров I приема III стадии мокрой магнитной сепарации, результаты
измерений непрерывно записываются на диаграмму. Контроль плот-
ности пульпы также производится автоматически.
Обогатительная фабрика Рааярви
Обогатительная фабрика Рааярви расположена за Северным По-
лярным кругом и перерабатывает магнетитовую руду, которая до-
бывается открытым способом. В руде содержится до 40% железа.
350
Пустая порода представлена в основном хлоритом. Руда малоабра-
зивная.
Схема цепи аппаратов показана на рис. 94. Дробление руды осу-
ществляется в три стадии. В I стадии установлена щековая дробил-
ка, во II стадии — нормально-конусная дробилка и в III стадии —
короткоконусная дробилка. Конусные дробилки смонтированы на
подвесах без фундамента. Перед III стадией дробления производится
Хбостпы( щебень)
Рис. 94. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Рааярви:
1 — бункер; 2 — щековая дробилка 900 X 1200 мм; з — нормально-конусная дробилка
0 1650 мм; 4 — вибрационный грохбт 1000 X 3000 мм; 5 — электромагнитный сепаратор
850 X 1750 мм; в—коротко-конусная дробилка 0 1650 мм; 7—стержневая мельница
2,2 х 3,6 м; 8 —двухбарабапный магнитный сепаратор 600 х 1700 мм; 9 — шаровая мель-
ница 2,7 X 3,6 м; 10 — пятибарабанный магнитный сепаратор 400 X 1400 мм; 11 — магнит-
ный сепаратор 600 X 1700 мм; 12 —сгуститель 0 20 м; 13 — барабанный вакуум-фильтр
2,4 X 3,1 м; 14— сушильный барабан 2,2 х 15,4 м
/
грохочение руды по классу 15 мм на вибрационных грохотах, обо-
рудованных резиновыми ситами. Надрешетный продукт грохотов
(класс 4-15 л«) поступает на сухую магнитную сепарацию,'где сбра-
сывается около 15% хвостов. Измельчение руды осуществляется
в две стадии.
В I стадии руда измельчается до крупности 1,5—0 мм в стержне-
вой мельнице. Скорость вращения стержневой мельницы составляет
60% критической. В мельницу загружаются стержни диаметром
75 мм. Расход стержней равен 30 г/т. Во II стадии промпродукт
измельчается до 40% класса —0,074 мм в шаровой мельнице, рабо-
тающей в открытом цикле. Скорость вращения шаровой мельницы
составляет 75% критической, расход шаров — 150 г/т.
Обогащение руды осуществляется в три стадии. В I стадии обо-
гащается на электромагнитных сепараторах материал после II ста-
дии дробления (класс 4-15лм/.). Boll стадии обогащается разгрузка
стержневой мельницы мокрой магнитной сепарацией в два приема
351
с перечисткой магнитного продукта. В III стадии обогащается раз-
грузка шаровой мельницы магнитной сепарацией в пять приемов
с перечисткой магнитного продукта. Хвосты III стадии обезвоживают-
ся в сгустителе и направляются на контрольную магнитную сепа-
рацию. Концентрат фильтруется на барабанных вакуум-фильтрах
и затем подвергается сушке до содержания влаги 2—3%. Сушка
производится без пылеулавливающих устройств. Технологическая
схема обеспечивает получение концентрата с содержанием 65—66%
железа. Концентрат самоплавкий, в' нем содержится 2% кремнезема
и 4% окиси кальция и окиси магния. В хвостах содержится 8,4%
железа. Производительность фабрики составляет 0,4 млн. т руды
в год, а по концентрату — 0,24 млн. т в год. Расход электроэнергии
на 1 т составляет на дробление — 1,24 кет. • ч, на обогащение —
9,4 кет • ч, на сушку — 0,4 кет • ч. В цехе дробления занято три
человека, в цехе обогащения — семь человек. В управлении работают
15 инженеров и техников, из них пять человек работают непосред-
ственно на фабрике. В ремонтном цехе рудника работают 30 человек.
§ 3.	МАГНИТНООБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ НОРВЕГИИ
Горнообогатительноед предприятие Мо и Рана
Предприятие Мо и Рана находится в Норвегии и расположено
в 250 км от порта Нарвик. Основные рудные минералы месторожде-
ния Рана: гематит (40%) и магнетит (60%). В руде содержится 33%
железа, 0,2% фосфора. Запасы руды в месторождении около 1 млрд. т.
Месторождение разрабатывается открытым способом, в будущем
предполагается перейти на подземный способ разработки. Предприя-
тие включает обогатительную, агломерационную и окомковательную
фабрики, электродоменный цех.
Обогатительная фабрика введена в эксплуатацию в 1964 г. Про-
изводительность фабрики 1,7 млн. т руды в год, а по концентрату
0,6 млн. т в год, в том числе 0,3 млн. т в год по магнетитовому кон-
центрату и 0,3 млн. т в год по гематитовому концентрату. Окомко-
вательная фабрика выпускает 0,6 млн. т в год окатышей/
Технологическая схема и схема цепи аппаратов обогатительной
фабрики приведены на рис. 95, 96. Исходная руда крупностью 1000—
0 мм дробится до крупности 300—0 мм в одну стадию в конусной
дробилке. Измельчение руды производится в три стадии. В I стадии
руда измельчается до крупности 0,8 мм в мельнице типа «Каскад»,
размером 5,3 X 5,4 л, работающей в замкнутом цикле с бутарой
и барабанным грохотом. При соотношении диаметра мельницы само-
измельчения к длине, равной 1, достигается минимальный расход
футеровки. Объем мельницы, «Каскад» составляет 120 м3. Произво-
дительность мельницы «Каскад» 300 т/ч при скорости вращения —
13 об/мин. На разгрузочной цапфе мельницы установлена бутара
длиной 2 м с отверстиями диаметром 3 мм. Класс —Змм направляет-
ся на барабанный грохот, а класс +3 мм поднимается лифтерами
352
и с помощью воды возвращается в мельницу через загрузочную во-
ронку по трубе диаметром 80 мм.
Из подрешетного продукта барабанных грохотов крупностью
40—50% класса —0,074 мм на винтовых сепараторах выделяется
РуЗа.
Дробление
Измельчение I
Грохочение ~
Винтовые сепараторы
Винтовые сепараторы '
каиия
с с и
Магнитная сепарация
Магнитн.сепарац. флотация
Магнитная сепарация
сепарация
'тикация
Магнитная
у
винтовые сепараторы
Классификация
Перемешивание
Магнитн. сепарация
Из м ель-
чениеШ
Магнитная сепарация
Сгущение
J Фильтрация
Концентрат
магнетитовый
Оборотная вбЗа
Фильтрация
Концентрат
гематитовый
ХВосты
Рис. 95. Технологическая схема обогатительной фабрики Мо
и Рана
гематитовый концентрат и магнетитовый промпродукт, который под-
вергается магнитной сепарации для выделения хвостов.
Надрешетный продукт барабанного грохота и магнитный пром-
продукт измельчаются в две стадии в шаровых мельницах, которые
23 Заказ 478	.	353-
загружаются чугунными шарами. Рудная галька в качестве измель-
чающей среды не применяется, так как в руде содержится апатит.
После каждой стадии измельчения производится магнитная сепа-
рация, в результате чего выделяется магнетитовый концентрат с со-
держанием 67% железа.
Для фильтрации магнетитового концентрата применяются ба-
рабанные вакуум-фильтры с наружной фильтрующей поверхностью.
Производительность фильтра 25 т/ч при площади фильтрации 38 м2.
центрам
Рис. 96. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Мо и Рана:
1 — буккер; 2 — конусная дробилка крупного дробления; 3 — бункер емкостью 50 тыс. ml
4 — мельница «Каскад» 5,3 X 5,4 м; 5 — барабанный грохот 900 X 2500 мм, 2 шт.; в — де-
сятивитковый пинтовой сепаратор 192 шт.; 7 — пятивитковый винтовой сепаратор 0 700 лыи,
27 шт.; 8 — однобарабаниый магнитный сепаратор (прямоточный) 600 X 1700 мм', 9 — ги-
дроциклон; 10 — шаровая мельница 3,0 X 4,0 м, 2 шт.; 11 —двухбарабанный магнитный
сепаратор 600 X 1700 мм, 10 шт.; 12— флотационная машина; 13— барабанный фильтр
фирмы «Сала», 5 шт.; 14 — барабанный фильтр 18 м2; 15— сгуститель 0 45 м; 16—сгу-
ститель 0 15 м; 17 — насос
(Приведено количество оборудования на фабрике)
Гематитовый концентрат обезвоживается также на барабанных филь-
трах с наружной фильтрующей поверхностью. Производительность
фильтра при фильтрации гематитового концентрата равна 25 т/ч,
при площади фильтрации 13 м2.
Таблица 85
Технологические показатели фабрики Мо и Рана
Продукт	Выход,-' %	Содержание Ге, % '	Извлечение Ге, %	Содержание влаги, %
Гематитовый концентрат . .	17,65	61,0	32,7	2,5—3,5
Магнетитовый концентрат	17,65	67,0	35,8	7,5—8,5
Хвосты 		64,7	16,0	31,5		
Руда . ... , 		100,0	33,0	100,0	—
354
Технологические показатели обогащения приведены в табл. 85.
Магнетитовый концентрат поступает на окомковательную, а гемати-
товый — на агломерационную фабрику.
Горнообогатительное предприятие Родсанд
Предприятие расположено в 350 км севернее г. Осло, перераба-
тывает гематито-магнетитовую руду с содержанием 30% железа и
выпускает 150 тыс. т концентрата в год с содержанием 63% железа
и 0,5% ванадия, который извлекается на металлургическом заводе.
Руда добывается подземным способом. Годовая добыча руды состав-
ляет 0,5 млн. т. На предприятии работает всего 180 трудящихся,
из них на подземных работах — 107 человек, на обогатительной фаб-
рике — 58 человек и в ремонтном цехе — 15 человек. Инженерно-
технических работников — 20 человек.
Технологическая схема показана на рис. 97. Руда дробится до
конечной крупности 20—0 мм в три стадии. Первичное дробление
осуществляется в щековой дробилке, установленной в подземном
руднике. Дробленая руда подвергается грохочению по классу 10 мм.
Надрешетный продукт обогащается сухой магнитной сепарацией, а
подрешетный — мокрой. Магнитные продукты измельчаются в две
стадии: в стержневых и шаровых мельницах. Продукты каждой ста-
дии измельчения обогащаются магнитной сепарацией, в результате
чего выделяется магнетитовый концентрат с содержанием 63%' же-
леза. Из немагнитной фракции на концентрационных столах выде-
ляется гематитовый концентрат.
Горнообогатительное предприятие Сидварангер
Предприятие Сидварангер расположено на севере Норвегии и со-
стоит из руднику и обогатительной фабрики. Производительность
фабрики составляет 2,5 млн. т в год и по концентрату 1,1 млн. т
в год.
Магнетитовая руда бедная по содержанию железа и сходна с маг-
нетитовыми кварцитами Кривбасса. Руда содержит главным обра-
зом магнетит и кварц, является тонковкрапленной и крепкой. Коэф-
фициент крепости равен 15 баллам по шкале Протодьяконова. Хи-
мический состав руды, %:
Fe06m	Fe х °магнит	SiO2	Al	GaO	Mg	Mn	s	P
34,17	31,4	43,7	0,78	2,2	1,5	0,087	0,062	0,035
Объемный вес руды равен 3,4 т!м*. Содержание железа в отдель-
ных залежах неравномерное (от 20 до 35%). Железо во вмещающих
породах практически отсутствует. Суточные колебания содержания
23*	355
	гз нетление 1
Мокрая магнитна	я сепарация
1 Мокрая магнитная сепарация	-
	 (ЛИзметчгнигИ	Макри наг	t нит мая сепарация
Г	। 	J	Мокрая	магнитя Мокрая магнитная сепараци	гя сепарация я
t Обез 6оживание	
t		
железа в руде, поступающей на фабрику, составляют не более 3%.
Влажность руды равна 0,5%. Разведанные запасы руды в месторож-
дении 135 млн. т, из них открытым способом предполагается отра-
ботать 35 млн. т и остальное — подземным способом.
Схема цепи аппаратов фабрики показана на рис. 98. Дробление
руды осуществляется в три стадии. Руда после I стадии дробления
Концентрат
Рис. 98. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Сидварангер:
1 — бункер; 2 — конусная дробилка 1370 лип; 3 — дробилка 2100 лии, 2 шт.; 4 — грохот
1,5 х 2,4 м, 4 шт.; 5 — дробилка 2100 лии, 4 шт.; 6 — шаровая мельница 3,2 х 5,1 Л1, 8 шт.;
7 — двухспиральный классификатор 0 2 м\ 3 шт.; 8 — трехбарабанный магнитный сепаратор
010 х 1730 мм, 15 шт.; 9 — шаровая мельница 3,2 х 5,1 м, 8 шт.; 10 — трехбарабанный
магнитный сепаратор, 12 шт.; 11 — барабанный фильтр 2,4 х 4,8 Л1, 8 шт.; 12 — сушильная
печь 2,6 X 21 м, 2 шт.
(Приведено количество оборудования на фабрике)
на руднике поступает на фабрику и дробится в две стадии с предва-
рительным грохочением перед III стадией. Производительность дро-
билок II и III стадии равна соответственно 400 и 200 т/ч.
Измельчение руды производится в две стадии.
В I стадии руда измельчается до крупности 50% класса —0,074 мм
в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле с классифи-
каторами. Мельницы работают при шаровой нагрузке 70 т и ско-
рости вращения 19 об/мин. Производительность мельницы 125 т'/ч.
Максимальный диаметр загружаемых шаров равен 125 мм. Расход
шаров составляет 0,5 кг/т, футеровки — 0,07 кг/т.
Во II стадии промпродукт измельчается до крупности 85% клас-
са —0,074 мм в шаровых мельницах, работающих в открытом цикле.
357
В мельницу загружаются шары диаметром 30 мм в количестве 70 т.
Скорость вращения мельниц 17—19 обIмин. Производительность
мельницы 70 т/ч. Расход шаров равен 0,85 кг/т, футеровки —
0,04 кг/т.
В процессе эксплуатации решетки мельниц I и II стадии были
убраны и мельницы переведены на центральную разгрузку. Пере-
вод мельниц на центральную разгрузку оказался экономически вы-
годным (сократился расход футеровки, шаров и дорогостоящих ре-
шеток) несмотря на некоторое снижение производительности мельниц.
Обогащение руды производится в две стадии. В I стадии обога-
щается слив классификатора в три приема магнитной сепарации
с перечисткой магнитного продукта. Скорость вращения, об/мин-.
первого барабана — 40, второго барабана — 35 и третьего барабана—
30. Производительность сепаратора 25-т/ч.
Во II стадии обогащается разгрузка шаровых мельниц II стадии
измельчения в три приема магнитной сепарации с перечисткой маг-
нитного продукта. Скорость вращения, об/мин-. первого барабана —
35, второго барабана — 30, третьего барабана — 30. Производитель-
ность сепаратора равна 20 т/ч. Обезвоживание концентрата произ-
водится на барабанных фильтрах с наружной фильтрующей поверх-
ностью, равной 37 .и2, при вакууме. 690 мм рт. ст. Толщина кека
достигает 25 мм. Кек срезается ножом слоем толщиной 15 мм, остав-
шийся 10-миллиметровый слой кека предохраняет фильтроткань от
износа. Для очистки ткани и замены 10-миллиметрового слоя кека
отдувку проводят два раза в смену. Влажность концентрата 8,5—
9,0%.
Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содер-
жанием 64,1% железа при извлечении 90,6% общего железа и 97,3%
магнитного железа. Химический состав концентрата: 64,59% Реобщ,
63,8% FeMarH, 8,72% SiO2, 0,24% А12О3, 0,36% CaO, 0,53% MgO,
0,13% МпО, 0,021.% Р2О5, 0,076% SO3.
Обогатительная фабрика состоит из трех секций. Общее списоч-
ное количество трудящихся на фабрике 85 человек, в том числе
рабочих (сменного персонала) 33, ремонтных рабочих 25, вспомога-
тельных рабочих 12; сменные мастера 6, начальники смен 2; началь-
ник фабрики 1, помощник начальника фабрики 1, механик 1, ин-
женер 1, нормировщик 1, конторщик 1, лаборант 1.
Глава X
МАГНИТНООБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ РАЗНЫХ
ЗАРУБЕЖНЫХ СТРАН
Обогатительная фабрика Филиппин Айрой Майнс
Горнообогатительное предприятие Филлиппин Айрон Майнс рас-
положено вблизи г. Лоран приблизительно в 300 км от Манилы [98].
Месторождение метасоматического типа. Магнетит ассоциирует
с небольшим количеством гематита и вторичными сульфидными ми-.
358
нералами — пиритом, халькопиритом, молибденитом и пирротином.
Рудное тело имеет мощность около 60 м. Разработка месторождения
ведется открытым и подземными способами с 1934 г.
В конце 1964 г. закончилась реконструкция предприятия с ис-
пользованием технологии и оборудования, применяющихся для обо-
гащения таконитов в штате Миннесота (США).
Рис. 99. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Филиппин-Айрон
Майнс:
1 — бункер; 2 — щековая дробилка 760 X 1070 лии, 2 шт.; 3 — стержневая мельница 3,2 X
5,5 м с бутарой; 4 — конусная стандартная дробилка 1650 мм; 5 — валковый грохот 1200 X
3000 лии; 6 — скруббер для промывки руды, 2 шт.; 7 — склад мытой руды емкостью 15000 т;
8 — грохот 1800 X 4200 мм с отверстиями 19 мм; 9 — дробилка ККД 1600 лм»; 10 — крытый
бункер дробленой руды емкостью И 000 т; 11 — трехбарабанный магнитный сепаратор,
4 шт.; 12 — гидроцикпон, 8 шт.; 13 — шаровая мельница 3,2 X 4,9 м, 2 шт.; 14 — одноба-
рабапный магнитный сепаратор 760 X 1820 лыи, 12 шт.; 15 — гидросепаратор 0 6,7 л»,
2 шт.; 16 — сгуститель для концентрата 0 12 ль; 17 — трехбарабапный магнитный сепаратор
760 X 1520 лии, 8 шт.; 18 — восьмидисковый фильтр-0 2 л1, 2 шт.; 19 — сгуститель для
хвостов 0,38 м
(Приведено количество оборудования на фабрике)
После реконструкции на предприятии добывается и обогащается
около 1,3 млн. т в год магнетитовой руды, выдается 700 тыс. т
концентрата с содержанием 65% железа. Весь концентрат с конца
1965 г. окомковывается.
Состав предприятия: открытый и подземный рудники, добываю-
щие примерно равное количество руды, дробилки первичного дробле-
ния, находящиеся на рудниках, цех промывки руды, склад мытой
руды, цех среднего и мелкого дробления, бункер мелкой дробленой
руды, корпус обогащения, цехи фильтрации, сушки, окомкования,
хвостохранилище и другие сооружения.
Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики показана на
рис. 99. Первичное дробление до 100 мм производится в щековых
дробилках на рудниках. Дробленая руда содержит большое количе-
ство шламов и требует промывки, которая производится в двух
359
i
конических скрубберах с отверстиями решет 6,3 мм. Подрешетный ]
продукт скруббера крупностью —6,3 мм перекачивается насосами :
на магнитные сепараторы обогатительной фабрики. Надрешетный
продукт крупностью —100	6,3 мм поступает на склад мытой руды
емкостью 15 000 т, откуда транспортируется в конусную дробилку
диаметром 1650 мм. Дробленый продукт рассевается на грохоте с от-
верстиями сит размером 19 мм. Подрешетный продукт грохота транс-
портируется на крытый склад дробленой руды емкостью 11 000 т,
а надрешетный — в короткоконусную дробилку 1650 мм, работаю-
щую в замкнутом цикле с тем же грохотом.
Дробленая руда со склада транспортируется ленточными конвей- .
ерами в стержневую мельницу 3,2 X 5,5 м, где измельчается до круп-
ности 80% — 0,8 мм. Разгрузка мельницы вместе со шламами от
промывки руды распределяется пульподелителем на четыре (по два
в линии) трехбарабанных. магнитных сепаратора (перечищаются
магнитные продукты).
Хвосты магнитной сепарации перекачиваются насосом в хвосто-
хранилище, а грубый концентрат — в гидроциклоны (две линии
по четыре гидроциклона в каждой).
Пески гидроциклонов поступают самотеком в две шаровые мель-
ницы 3,2 X 4,9 м второй стадии измельчения. Разгрузка шаровых
мельниц распределяется двумя пульподелителями и обогащается на
12 магнитных однобарабанных сепараторах с выдачей отвальных
хвостов и грубого концентрата, возвращаемого насосами в гидроцик-
лоны. Вторая стадия измельчения осуществляется в замкнутом цикле
с классификацией и магнитной сепарацией.
Слив гидроциклонов крупностью 98% —0,053 мм (крупность
окончательного концентрата) после обесшламливания в двух гидро-
сепараторах распределяется двумя пульподелителями на 8 (по 4
в линии) магнитных трехбарабанных сепараторов (перечищается
концентрат). Окончательный концентрат с содержанием твердого
35% перекачивается в цех фильтрации, обезвоживается в сгустителе
диаметром 12 м до содержания твердого 70% и направляется в два
восьмидисковых фильтра. Кек фильтров, содержащий 10% влаги,
транспортируется в два сушильных барабана 2,5 X 10 м, подсуши-
вается до содержания влаги 7,0% и по системе конвейеров транспор-
тируется на крытый склад емкостью 45 000 т.
Хвосты второй и третьей стадии обогащения и шламы гидросепа-
раторов обезвоживаются в сгустителе диаметром 38 л и перекачивают-
ся насосами в хвостохранилище.
По проекту реконструкции окатыши обжигаются в трех шахтных
печах производительностью по 750 т в сутки каждый.
Фабрика снабжается водой с помощью насосной станции произво-
дительностью 1100 л8Ач через напорный бак, установленный'на обо-
гатительной фабрике.
360
Обогатительная фабрика Бонг-Рейндж
Обогатительная фабрика Бонг-Рейндж находится в Либерии и
перерабатывает гематито-магнетитовую руду с содержанием 38% же-
леза и 40% кремнезема, а рудные минералы представлены крупно-
Руда.
Дробление
Грохочение
Измельчение I
Концентрация ,
(Винтовые сепараторы)
Перечистка.
Перечистка
Обесшламливание
Сгущение
j
Фильтрование
Сгущение
Гсмититовый
концентрат
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
Измельчение П
Магнитная сепарация
Магнитная сепарация
С гущение
Магнитная сепарация
С г у щение
Фильтрование
Сгущение
Магнетитовый концентрат
Хвосты
вода
Рис. 100. Технологическая схема обогатительной фабрики
предприятия Бонг-Рейндж
зернистым гематитом й небольшим количеством магнетита. Произ-
водительность фабрики 7 млн. т руды или 3 млн. т концентрата
в год. Запасы руды в месторождении 250 млн. т. Крупность зерен
гематита выше, чем магнетита.
Технологическая схема фабрики показана на рис. 100.
361
Руда дробится до крупности 300—0 мм в одну стадию в конусной
дробилке 1540 мм производительностью 2500 т/ч, а измельчается
в две стадии: в мельницах самоизмельчения типа «Каскад» 6,7 X
X 2,1 м (I стадия) и в шаровых мельницах (II стадия). Производи-
тельность мельницы «Каскад» 150—200 т!ч, расход энергии на из-
мельчение 24 кет • ч/т руды. В I стадии руда измельчается до круп-
ности 0,83 мм и обогащается на винтовых сепараторах, где выделя-
ется готовый концентрат. Хвосты выделяются методом магнитной
сепарации. Во II стадии материал измельчается до крупности 90%
класса —0,1 мм и обогащается на магнитных сепараторах.
Технологическая схема обеспечивает получение концентрата с со-
держанием 66 % железа при извлечении 87 %.
Горнообогатительное предприятие Сэвидж-Ривер
Предприятие Сэвидж-Ривер находится в Австралии (остров Тас-
мания) и перерабатывает бедные магнетитовые руды, добываемые
открытым способом. Руда по своим физическим' свойствам близка
Рис. 101. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики Сэвидж-Ривер:
1 — бункер; 2 — конусная дробилка 0 1370 мм; 3 — склад руды; 4 — мельница «Каскад»
9,75 х 3,5 м, 2 шт.; 5 — грохот; б‘ — двухбарабапный магнитный сепаратор 914 х 2438 ла,
4 шт.; 7—гидроциклоп 0 400 мм; 8 — рудно-галсчпая мельница; .9 — гидросепаратор
0 15 м, 10 — трехбарабаппый магнитный сепаратор 762 х 2438 мм, 8 шт.; 11 — сгуститель;
12 — бак; 13— дисковый фильтр
к таконитам. Основной рудный минерал — магнетит. Руда содержит
38—40% железа. Производительность фабрики 5 млн. иг руды в год.
Схема цепи аппаратов фабрики показана на рис. 101.
После дробления в конусной дробилке руда крупностью 200—
0 мм складируется на открытом складе. Со склада руда подается
в мельницы самоизмельчения типа «Каскад» 9,75 X 3,5 м, рабо-
тающих в замкнутом цикле с грохотами, размер ячеек сита равен
362
6 мм. Производительность мельницы составляет 300 т/ч. Нижний
продукт грохотов обогащается магнитной сепарацией в два приема.
Промпродукт подвергается грохочению по классу 1—2 мм. Верхний
продукт возвращается в мельницы самоизмельчения, а нижний про-
дукт направляется в гидроциклоны, работающие в замкнутом цикле
с рудногалечными мельницами (3,9 X 8,4 м). Слив гидроциклонов
крупностью 85% класса —0,044 мм обогащается в гидросепарато-
рах и на трехбарабанных магнитных сепараторах, работающих с пе-
речисткой магнитного продукта.
Концентрат поступает на сгущение, а затем на фабрику окомко-
вания, в концентрате содержится 67% железа. Хвосты подвергаются
сгущению для получения оборотной воды.
Предприятие Сэвидж Ривер выпускает 2,3 млн. т окатышей в год.
Расход энергии на измельчение составляет 22,4 кет  ч/т.
Глава XI
ОСНОВНЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ И ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ
ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ МАГНЕТИТОВЫХ РУД
Магнетитовые руды являются основным источником высокока-
чественного железорудного сырья для черной металлургии. В СССР
работают 12 горнообогатительных комбинатов и 19 магнитнообога-
тительных фабрик, которые производят более 95% всего получаемого
в стране железного концентрата. Быстро растущее производство
магнетитовых концентратов позволило увеличить содержание железа
в товарной руде с 54,8% в 1960 г. до 58,6% в 1969 г., хотя содержание
железа в добываемой руде за это же время снизилось с 44,5 до 38,5%,
а в обогащаемой — с 37,3 до 33,1%.
Учитывая экономические выгоды плавки более богатых концент-
ратов и потребности растущей металлургии страны, горнообогати-
тельная отрасль нашей промышленности планирует дальнейшее уве-
личение производства железных концентратов и повышение их ка-
чества. Для достижения этой цели потребуется строительство новых
обогатительных фабрик с современной технологией обогащения и со-
вершенствование технологии и технического оснащения действую-
щих фабрик.
Имеющийся опыт работы магнитнообогатительных фабрик и ре-
зультаты исследований в области обогащения магнетитовых руд по-
зволяют рассмотреть основные направления развития технологии
обогащения магнетитовых руд [101, 102, 103].
§ 1.	СТАДИАЛЬНЫЕ СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ
В основе применения стадиального обогащения лежат экономи-
ческий и технологический принципы: выделять как можно больше
готовых продуктов на стадиях дробления, крупного и среднего
измельчения, направлять на тонкое измельчение минимальное
363
количество руды, создавать наилучшие условия для тонкого измель-
чения, классификации и последующего обогащения.
Хвосты выделяются в стадии дробления на Соколовско-Сарбай-
ской, Качканарской и Ковдорской фабриках. Эту операцию выгодно
применять при выделении большого количества хвостов, но она те-
ряет смысл, когда хвосты должны измельчаться: для извлечения ми-
нералов-спутников (сульфидных — на Соколовско-Сарбайской фаб-
рике, апатита и бадделеита — на Ковдорской).
Выделение хвостов после первой стадии измельчения в стержне-
вых мельницах применяется на фабриках ЮГОК-П, ЦГОК, Соко-
ловско-Сарбайской и Качканарской. Однако на двух первых фабри-
ках эта операция получила отрицательную оценку вследствие не-
благоприятного распределения по стадиям нагрузок на оборудование.
При измельчении руды, содержащей 5% класса —0,074 мм, в стерж-
невой мельнице до 20—25% —0,074 мм и выделении 15% хвос-
тов, при конечной крупности измельчения во второй стадии 95%
—0,074 мм нагрузки на мельницы и сепараторы распределяются
следующим. образом: первая стадия — 100 (0,25 — 0,05) = 20%,
вторая стадия — 85 (0,95 — 0,25) = 59,5%, т. е. отношение нагру-
зок первой и второй стадии составляет 1 : 3. Так как мельницы вто-
рой стадии имеют меньшую удельную производительность, чем
первой, то отношение объемов мельниц будет еще большим. По этой
причине на ЮГОКе-П оказалось недостаточным для тонкого измель-
чения двух мельниц во второй стадии измельчения. Еще более тя-
желое положение создалось на Качканарском ГОКе.
Способ измельчения руды в I стадии и обогащение разгрузки
мельницы должны определяться на основе испытаний и тщательных
расчетов. При выделении достаточно большого количества хвостов
и приемлемой нагрузки на вторую стадию измельчения, в I стадии
могут применяться стержневые мельницы. Следует также учитывать,
какие классы крупности выделяются в хвосты в I стадии обогащения.
Необходимо разрабатывать и осваивать грохоты и гидроциклоны,
способные работать в замкнутом цикле со стержневыми или шаровы-
ми мельницами I стадии измельчения [104].
Применявшиеся на первых магнитнообогатительных фабриках в
Кривом Роге схемы с двумя стадиями измельчения и малым количе-
ством перечисток концентрата и обесшламливания не способствовали
получению на них богатых концентратов. Концентрат с содержанием
64—65% железа можно было получать лишь ценой большого сниже-
ния производительности (на ЮГОКе-П со 120 до 90 т/ч на секции).
Кроме того, увеличивались переизмельчение нерудных и рудных
минералов и потери железа в хвостах.
Для устойчивого получения более тонких продуктов в последней
стадии измельчения (^ 95% класса —0,074 мм) и концентратов
с содержанием 65% железа и более из тонковкрапленных желези-
стых кварцитов, потребовалось увеличить число стадий измельче-
ния и классификации с двух до трех. Это позволило в последнюю
операцию классификации направлять продукт крупностью —85%
364 j
--	I
ИЮйй-. . „
класса —0,074 мм, а из него не представляло затруднений выделить
слив крупностью 95% —0,074 мм и тоньше. При этом выделялось
большее количество породы в хвосты до последней стадии измель-
чения, сокращалось количество материала, поступающего в послед-
нюю стадию измельчения и обогащения. Одновременно требовалось
увеличить число приемов получения и перечистки магнитного про-
дукта до 8—9. На зарубежных магнитнообогатительных фабриках
с двумя стадиями измельчения число приемов обогащения составляет
7-9 (табл. 86).
Таблица 86
Число приемов обогащения и качество концентрата
на некоторых магнитнообогатительных фабриках
	Количество приемов				
Фабрика	Магнитная сепарация		Обесшлам-	Всего	Содержание в концентра- те
			ливание		
	сухая	мок- рая			кремнезема ’ %
Сильвер-Бей 		—	6	2	8	z 65,3 8
Хойт-Лейкс		—	9	1	10	65,3 7,8
Эмпайр 		—	5	3	8	65,2 8,3
Атлантик-Сити 		—	7	—	7	65
Нэйщнл		2	3	2	7	65,6 4,5
Мус-Маунтин		1	6	1	8	64,4 7,2
Хилтон-Майнс 		1	6	1	8	69 2,4
Адам-Майнс		1	7	1	9	65_* 65 .
Эвелет 		—	9	1	10	65 5—6
Сидварангер 		—	6	—	6	64,1 8,7
Филиппин-Айрон-Майнс 				7	2	9	65
* После флотационной доводки концентрат содержит 70% Ге и 3,5% SiO2.
Количество приемов магнитной сепарации в наших многостадиаль-
ных и зарубежных схемах одинаково. Разница в том, что в много-
стадиальных схемах операции магнитной сепарации распределены
365
ио 4—5 стадиям обогащения и удаление хвостов осуществляется по
мере их раскрытия из материала четырех-пяти различных крупно-
стей в диапазоне 0,5 (6) мм — 95% класса —0,074 мм, на зарубеж-
ных же фабриках сброс хвостов производится в три стадии из мате-
риала трех крупностей.
Сложные многостадиальные схемы увеличивают капитальные
и эксплуатационные затраты. Для тонковкрапленных криворожских
кварцитов себестоимость концентрата возросла незначительно
(табл. 87) и с избытком окупилась технико-экономическими выгодами
от плавки более богатых концентратов.
Таблица 87
Себестоимость и содержание железа в концентратах различного качества
Показатель	нкгок		ЮГОК-1	
	1964 г.	1966 г.	1964 г.	1966 г.
Содержание железа в концентрате, % . .	63,17	65,34	62,45	64,82
Себестоимость 1 пг концентрата, руб. . .	4,57	4,36	3,34	3,51
Сложные схемы измельчения для легкообогатимых крупновкрап-
ленных, легко- и среднеизмельчаемых руд имеют смысл, если
при обогащении этих руд необходимо получить весьма тонкие и очень
богатые концентраты, когда выделяются в большом количестве
хвосты в стадии дробления и крупного измельчения.
На фабриках Кривого Рога, применяющих трехстадиальное из-
мельчение, выход хвостов и прирост содержания.железа в концентрате
после второй и третьей стадии измельчения значителен и экономи-
чески оправдан (табл. 88).
Таблица 88
Выход хвостов и прирост содержания железа в концентрате
по стадиям на горнообогатительных комбинатах Кривого Рога
ГОК	Показатели	Стадия измельчения			
		I	П	Ш	Всего
ЮГОК-1	Выход хвостов	36	17	. 3,5	56,5
	Прирост железа	12,5	12,8	3,2	28,5
НКГОК	Выход хвостов	45	15	2,8	62,8
	Прирост железа	14	12	4,0	30,0
СевГОК	Выход хвостов	43	16	3,6	62,6
	Прирост железа	16	13	4,0	33
ИнГОК	Выход хвостов	40	15	4,6	59,6
	Прирост железа	15	12	4,0	31,0
ЦГОК	Выход хвостов	40	' 18	7,0	65,0
	Прирост железа	14	9	6,0	29,0
366
Трерстадиальное измельчение нерационально применять при ис-
пользовании в первой стадии рудного самоизмельчения в замкнутом
цикле со спиральным классификатором, так как уже после первой
стадии измельчения в руде содержится 75—85% класса —0,074 мм
и из нее выделяется основная масса хвостов. Кроме того, как пока-
зывает опыт работы фабрики Хойт-Лейкс, при такой крупности тон-
ким грохочением может быть выделено значительное количество
концентрата. Для измельчения оставшегося количества тонкого про-
дукта до конечной крупности достаточно одной второй стадии измель-
чения и классификации. В третьей стадии выход хвостов и прирост
железа в магнитном продукте будут неизбежно малы. В исключи-
тельных случаях при особо тонком конечном измельчении и очень
высоких требованиях к качеству концентрата может быть использо-
вана третья стадия измельчения с последующим обогащением, в ка-
честве доводочной операции.
Многрстадиальные схемы обогащения, по которым криворожские
фабрики выпускают концентраты с содержанием 64—65% железа,
могут быть усовершенствованы в направлении снижения эксплуата-
ционных затрат, некоторого аппаратурного упрощения схемы и ин-
тенсификации 'работы оборудования. Проектные схемы криворож-
ских фабрик, включавшие две стадии измельчения и три стадии обо-
гащения, преобразованы в многостадиальные схемы измельчения
изменением компоновки оборудования. При компоновке оборудова-
ния в многостадиальные схемы образовался излишек операций маг-
нитном сепарации и дешламации, например, в третьей стадии обога-
щения число приемов магнитной сепарации могло быть сокращено
с трех до двух (фабрики ЮГОК и др.). Малоэффективно работают
магнитные сепараторы на разгрузке шаровой мельницы последней
стадии измельчения, плохо работают гидросепараторы перед послед-
ней стадией обогащения и совершенно не эксплуатируются перед
фильтрацией. Следует интенсифицировать работу измельчительного
и классифицирующего оборудования последней стадии. Подбором
оптимального режима измельчения и классификации можно увели-
чить удельную производительность мельниц в этой стадии, снизить
крупность измельчения и тем самым улучшить качество концентрата.
Дальнейшим развитием многостадиальных схем обогащения
явится выделение готового концентрата методом тонкого грохочения
после второй стадии измельчения, что значительно сократит на-
грузку на измельчительное и обогатительное оборудование послед-
них стадий.
Включение операции тонкого грохочения позволит существенно
повысить содержание железа в концентрате или увеличить произво-
дительность фабрик.
§ 2.	КОМБИНИРОВАННЫЕ СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ
Недостатком применяющихся у нас стадиальных схем обогащения
является выделение в промежуточных стадиях' измельчения и обога-
щения только хвостов. Исследования и зарубежный опыт свидетель-
367
ствуют о возможности и целесообразности выделения также |и кон-
центратов. В магнетитовых рудах всех месторождений размер зерен ’
магнетита не одинаков для всей массы руды. Выделить относительно 
крупную фракцию магнетита в концентрат можно по комбинирован- .
ной схеме обогащения, в которой обогащение мокрой магнитной се- 1
парацией в слабом поле дополняется процессами гравитации или 'I
быстроходной сухой магнитной сепарации. Эти методы позволяют J
отделить зерна магнетита от сростков, требующих более тонкого из-
мельчения для получения из них высококачественных концентратов, j
Из руды Соколовского и Сарбайского месторождений крупностью
0,5—0 мм сухой магнитно!! сепарацией выделяется 27—36% концен- --
трата с содержанием 67,8—65,6% железа. Из песков гидроциклона .
крупностью 75% класса —0,074 мм на одной секции ЮГОК-I на ко-
нусных сепараторах был полуДен концентрат с содержанием 65,9%
железа (выход концентрата 18,2%, извлечение железа 33,8%) [13J.
Включение операции тонкого грохочения в схему магнитного обога-
щения также позволяет выделять концентрат из технологического .
цикла по мере раскрытия зерен магнетита. Природные свойства маг-
нетитовых руд позволяют улучшить технологию и экономику их об- .
работки, базирующуюся на методе магнитного обогащения в слабом
поле, применением комбинированных схем обогащения или вклю-
чением в схему операции тонкого грохочения.	"
Это позволит получить равноценные по качеству концентраты
с меньшими затратами на измельчение по сравнению с действующими
схемами обогащения на фабриках. Для большинства месторождений
магнетитовых руд, особенно для руд, отличающихся тонкой вкрап-
ленностью зерен магнетита (месторождения Кривбасса, КМА и др.),
вероятно, наиболее‘перспективным на ближайшее время является
метод тонкого грохочения. Включение операции тонкого грохочения
в схемы магнитного обогащения повысит производительность мель-
ниц, улучшит качество концентрата, уменьшит образование рудного
шлама в процессе тонкого измельчения и загрязнение магнитного
продукта нерудным шламом.
Оптимальный размер класса крупности, по которому следует про-
водить грохочение магнитных продуктов, является различным для
руды отдельных месторождений и зависит от преобладающего раз-
мера зерен магнетита, а также от требования к качеству концентрата.
Изменяя крупность измельчения и грохочения, можно получать
концентраты с широким диапазоном содержания железа. Практиче-
ски можно снижать крупность измельчения и грохочения до 0J044 мм
и получать весьма богатые концентраты.
Применение комбинированных схем обогащения (с сухой быстро-
ходной магнитной сепарацией или гравитацией) ограничено круп-
ностью измельчения не менее 0,15 мм. Дальнейшее снижение круп-
ности измельчения затрудняет применение гравитационного метода
обогащения и сухой быстроходной магнитной сепарации. Поэтому
комбинированные схемы рационально применять для крупно- и сред-
невкрапленных магнетитовых руд.
368
Для получения концентратов с содержанием 69—71% железа
и более, особо чистых по содержанию кремнезема, окисей кальция,
магния, марганца и алюминия и вредных примесей может приме-
няться доводка магнитных концентратов методом обратной флотации.
Эффективность этой операции подтверждается опытом флотационной
доводки концентрата на НКГОКе и зарубежных фабриках (Адам-
Майнс, Гриффит).
§ 3.	БЕСШАРОВОЕ ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ
Рудное самоизмельчение и рудногалечное измельчение получило
широкое распространение на зарубежных магнитнообогатительных
фабриках. На основании опыта их работы мы вправе ожидать при
замене шарового измельчения бесшаровым лучшего раскрытия же-
лезных минералов, улучшения качества концентрата и уменьшения
его стоимости. В работах, проводившихся институтом Механобрчер-
мет, показано преимущество такой подготовки руды по сравнению
с шаровым измельчением для руд ЮГОКа, Ингулецкого ГОКа,
НКГОКа, Лебединского, Горишне-Плавненского месторождений.
Из руд этих месторождений получены более богатые концентраты
(на 1—2%), по простым схемам дробления, измельчения и обогаще-
ния, уменьшен расход стали на дробление и измельчение, и снижена
себестоимость концентрата на 20—50 коп/m. Однако в большинстве
лабораторных исследований и промышленнйх испытаний и на секциях
бесшарового Измельчения на Ингулецком ГОКе извлечение железа
в концентрат на 1—6% ниже, чем при шаровом вследствие чрезмер-
ного тонкого измельчения при рудном самоизмельчении (75—85%
класса —0,074 мм) в первой стадии измельчения).	7
Гранулометрический состав разгрузки мельницы «Каскад» резко
отличается от состава разгрузок стержневой и шаровой мельниц.
Разгрузка мельницы «Каскад» содержит значительное .количество
тонких и крупных классов и мало классов промежуточной крупности.
Поэтому при работе мельницы «Каскад» в замкнутом цикле со спи-
ральным классификатором не удается получить слив крупностью
40—45% класса —0,074 мм. При этом крупные вкрапления магне-
тита переизмельчаются, образуется много рудного шлама, теряемого
в хвостах магнитной сепарации I стадии. Выход хвостов в I стадии
значителен, а содержание железа в них на 2% больше, чем при стер-
жневом и шаровом измельчении, что приводит к снижению извлече-
ния железа в концентрат. Применение в первой стадии обогащения
противоточных магнитных сепараторов типа 26-СБ, работавших на
разбавленной (30% твердого) пульпе, не способствовало получению
хороших хвостов. Целесообразнее было применить полупротивоточ-
ные машины.
Первоочередной задачей обогатительных фабрик, применяющих
бесшаровое измельчение, является улучшение организации цикла
измельчения — классификация в рудном и рудно-галеЧном измельче-
нии и обогащения. Определение рациональной крупности руды,
24 Заказ 478	369
водного режима измельчения, условий классификации, выделения
гали и режима магнитной сепарации могут явиться средствами для
достижения лучших показателей.
Одним из таких средств является применение грохотов для клас-
сификации разгрузки мельницы «Каскад» и совершенных магнитных
сепараторов с типом ванны, соответствующей крупности материала.
Интенсификацию процесса мокрого самоизмельчения для некоторых
руд (Михайловское месторождение и другие) можно осуществить до-
бавкой стальных шаров в мельницу «Каскад» или вывода из цикла
измельчения части трудноизмельчаемой руды и измельчение ее на спе-
циальных установках.
Обычно самоизмельчение руды в I стадии сочетается с рудно-
галечным измельчением магнитных промпродуктов в конечных ста-
диях. Измельчение промпродуктов осуществляется шарами, если
из мельниц самоизмельчения нельзя получить рудную галю из-за
слабой крепости руды (рыхлые руды) или если руда содержит вред-
ные примеси, например, апатит в виде тонких включений. При ис-
пользовании такой руды в качестве рудной гали образуется тончай-
ший намол материала, содержащего вредные примеси, которые
захватываются в магнитные флокулы, трудно отделяются на магнит-
ных сепараторах и загрязняют концентрат, снижая его металлурги-
ческую ценность.
На зарубежных фабриках наряду с мокрым самоизмельчением
получило распространение сухое самоизмельчение руды в мельницах
«Аэрофол» с последующей сухой магнитной сепарацией. Мельницы
«Аэрофол» более производительны, чем мельницы «Каскад» и могут
успешно применяться при последующем сухом обогащении.
Магнетитовые руды отличаются по физическим свойствам, и по-
этому необходимо проводить сравнительные испытания бесшарового
и шарового измельчения для получения надежных технико-эконо-
мических данных, на основании которых можно рекомендовать спо-
соб измельчения.
§ ИНТЕНСИФИКАЦИЯ ПРОЦЕССА МОКРОЙ МАГНИТНОЙ СЕПАРАЦИИ
И ОБЕСШЛАМЛИВАНИЯ
Интенсификация процесса мокрой магнитной сепарации для улуч-
шения разделения рудных и нерудных минералов, более высокого
извлечения железа в концентрат и увеличения производительности
фабрик осуществляется в основном созданием новых более совершен-
ных конструкций магнитных и электромагнитных сепараторов.
На обогатительных фабриках применяют барабанные магнитные
сепараторы с прямоточной, полупротивоточной и противоточной ван-
нами. Тип ванны магнитных сепараторов определяется крупностью
сепарируемого материала. Наиболее эффективными являются полу-
противоточный и противоточный режимы сепарации. Магнитные се-
параторы с противоточными ваннами позволяют сбрасывать наибо-
лее бедные хвосты при высокой производительности, а полупротиво- >
ЭТО
точные мангины, наряду с бедными хвостами, выделяют чистые
магнитные продукты при обогащении тонкого материала.
Противоточный режим сепарации успешно освоен на отечествен-
ных фабриках на материале крупностью -0,5—0 мм. Особенно эффек-
тивно противоточные сепараторы работают в замкнутом цикле из-
мельчения, обогащая разгрузку шаровых мельниц. Они также при-
меняются для сепарации разгрузки стержневых мельниц крупностью
2—0 мм на Качканарской, Соколовско-Сарбайской фабриках [72].
Полупротивоточный режим сепарации освоен на материале круп-
ностью от 0,3 мм (50—60% класса —0,074 мм) и более тонком.
На абразивном материале крупностью 6 мм и крупнее следует
применять магнитные сепараторы с прямоточными ваннами вслед-
ствие меньшего износа этих ванн и опасения забивки противоточных
сепараторов. Применение магнитных сепараторов типа 209В-СЭ
с противоточной, полупротивоточной и прямоточной ваннами позво-
ляет отказаться от перечистки немагнитных продуктов (хвостов).
Магнитные сепараторы типа 209В-П-СЭ, 209В-ПП-СЭ и 209В-СЭ внед-
рены на Коршуновской, Качканарской, Оленегорской и других фаб-
риках, что позволило увеличить извлечение магнитного железа в кон-
центрат до 98%.
Производительность сепараторов 209В-СЭ, 209В-П-СЭ и 209В-
ПП-СЭ равна соответственно 150—170, 180—220 и 50—70 т/ч. На
криворожских фабриках получили распространение высокопроизво-
дительные противоточные и полупротивоточные магнитные сепара-
торы ПБМ-4, конструктивно близкие к сепараторам 209В-СЭ.
§ 5. ОБОРУДОВАНИЕ ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК
Создание новой и интенсификация применяющейся технологии
обогащения магнетитовых руд для улучшения технологических и
технико-экономических показателей работы фабрик в значительной
степени зависит от разработки нового обогатительного оборудования
и модернизации применяющегося.
За последние годы для удовлетворения нужд обогатительных
фабрик было разработано и производится новое обогатительное обо-
рудование: конусные дробилки для крупного дробления 1500/300
и 1500/180 с гидравлической регулировкой щели производитель-
ностью 2600 м3/ч, конусные редукционные дробилки КРД-700/75
более экономичные и продуктивные, чем КРД-900, конусные дробил-
ки КМД-2200 с усиленным прижатием чаши (400—600 т) для мелкого
дробления, а также КМ Д-2500 с футеровкой типа «Т» («Файн»), внед-
рена футеровка типа «Т» для дробилок КМД-2200, которая на руде
ЮГОКа дает снижение крупности дробленой руды с 25 до 20 мм,
шаровые мельницы с решеткой размером 3,6 X 5,5 м и объемом 45
(50) м3, шаровые мельницы с центральной разгрузкой и стержневые
размером 4,5 X 5,5 м и объемом 63 м3, мельницы рудного самоиз-
мельчения размером 7 X 2,3 — 80 м3, мельницы рудно-галечного
измельчения 4 X 5,5 м — 60 лг и 4 X 7,5 м — 80 м3, двухспираль- j
24*
371
ные классификаторы диаметром 3 м, магнитные барабанные сепа-
раторы 900 X 2500 209В-СЭ и ПБМ-4 производительностью до
250 т!ч и те же сепараторы с керамической магнитной системой,
гидросепараторы диаметром 5 и 9 м, дисковые вакуум-фильтры
ДУ-100-2,5, агломерационные машины площадью спекания 253/312
и 204 м2, линейные охладители агломерата 125 и 315 м2, обжиговые
машины для окатышей 108 и 306 м2.
В ГОСТах на шаровые мельницы предусмотрены мельницы с ре-
шеткой 4 X 5 м — 55 м3, 4,5 X 5 м — 71 м3, шаровые мельницы
с центральной разгрузкой и стержневые 3,6 X 5,5 м — 51 м3, 4,5 X
X 5,5 м — 63 м3, 4,6 X 6,0 м — 80 м3:
Разработан технический проект на мельницу рудного самоизмель-
чения 9 X 3 м 170 м3 и техническое задание на мельницу 10,5 X
X 3,8 ж — 300 м3, для рудно-галечного измельчения предусматри-.
ваются мельницы 6 X 6 м — 153 м3, 7 X 6 .и — 220 м3 и 8 X 6 л —
286 м3.
Отмечается тенденция роста, мощности обогатительного и дро-
бил ьно-измельчительного оборудования на наших фабриках и кон-,
структивное его улучшение. На зарубежных фабриках в последние
годы стали прйменять еще более крупные мельницы (табл. 89). Чтобы
привести в большее соответствие производительность фабрик и обо-
рудование, уменЫпить капитальные затраты и себестоимость продук-
ции и увеличить производительность труда на новых и реконструи-
руемых фабриках необходимо применять оборудование большей
производительности.
Качество оборудования, запасных частей и их износоустойчивость
не в полной мере отвечают требованиям надежной, ритмичной работы
фабрик и снижают коэффициент использования оборудования.
Основные направления по совершенствованию обогатительного
оборудования:
освоение новых более мощных дробилок для среднего и мелкого
дробления и применение бцдее эффективных профилей чаши и конуса,
увеличение скорости качания дробящего конуса, применение более
износоустойчивых материалов для футеровок;
завершение работ по безэксцентриковым инерционным, ударным
и дробящим электрическим разрядом дробилкам и промышленное
освоение наиболее рациональных из них;
конструирование и освоение грохотов для тонкого грохочения
и резиновых Просеивающих поверхностей;
освоение мельниц для мокрого рудного самоизмельчения объемом
170—300 м3, для сухого самоизмельчения — не менее 80 м3 и рудно-
галечного измельчения — 150—200 м3;
увеличение объема стержневых и шаровых мельниц до 80—120 м3,
применение износоустойчивых футеровок мельниц (резина, спец-
сталь и др.), изыскание рациональных профилей футеровок, освоение
новых конструкций мельниц (центробежные, струйные);
конструирование, испытание и промышленное освоение магнит-
ных и электромагнитных сепараторов с напряженностью поля от
372
Таблица 89
Размеры мельниц на некоторых отечественных и зарубежных фабриках
Предприятие	I стадия	II стадия			III стадия		Год ввода в эксплу- атацию	Производительность по руде, млн. т в год
		Размеры мельницы, м						
	диаметр X X длина	объем, №	диаметр X X длина	i объем, л3	диаметр х X длина	объем, Л48		
ЮГОК-1 (реконструк-	Шаровая 3,6X4	36	Шаровая 36X4	36	Шаровая 3,6x4	36	1967	13,5
ция) ЮГОК-2 (1—8 секции)	Стержневая 3,6 X 4,0	40	Шаровая 3,6x4,65	45	Шаровая 3,6X4,65	45	1961	18,9’
(11—14 секции)	3,6 X 5,5	50	3,6 X 5,5	50	3,6 X 5,5	50	1968	
НКГОК (1—6 секции)	Стержневая 3,6 X 4,5	41	Шаровая 3,6X5	50	' 3,6x4	36	1959	15,3
СевГОК	Шаровая 3,6X4	36	Шаровая 3,6 X 5,5	50	3,6 X 5,5	50	1964	20,4
ИнГОК	Шаровая 3,6X4	36	Шаровая 3,6x5,5	50	Шаровая 3,6X5,5	50	' 1965	18,9
Соколовско- Сарбайский	«Каскад» 7X2,3 Стержневая 3,2X4,5	80 32	Рудно- галечная 3,6 X 4,0 Шаровая 3,6 х 5,5	36 50			1962	31,5-
ГОК Гровеленд (США)	Стержневая 3,65X5	45	Шаровая 5X5,9	100	,—	—	1964	2,3
Батлер-Тако- нит (США)	«Аэрофол» 7,8x2,1	90	Шаровая 4,2 X 6,6	82	—	—	1967	6,0
Нэйшнл (США)	«Аэрофол» 7,8X2,1	90	Шаровая 4,2x72	90	—	—	1968	7,5
Эвелет (США)	Стержневая 4,3 X 6,2	80	Шаровая 4,3X6,2	80	—	—	1965	4,8.
Пайлот-Ноб (США)	«Аэрофол» диаметр 8,25	—	Галечная 5X5,9	104	—	—	1968	1,7'
Мус-Маунтин	Стержневая 4,2 х 6,0	75	Шаровая 4,2 X 6,7	83	—	—	1963	1,8
Адам-Майнз	Стержневая 3,45X5,4	45	Шаровая 3,9 X 5,4	58	—.	—	1965	3,5
Гриффит(Ка- нада)	«Каскад» 9,75X3,6	240	Галечная 4,3 X 8,5	110	—	—	1968	4,7
373: ,
500—700 до 2000 э соответственно технологическому назначению се- J
параторов для сильномагнитных железных руд с целью увеличения 1
селективности разделения минералов с различной магнитной воспри- ’
имчивостью, увеличения производительности и надежности в работе; (
усовершенствование оборудования для гидравлической класси-
фикации, обесшламливания и обезвоживания с применением сифон-*
ной разгрузки осадка, подачей промывной воды в верхний слой ос- I
ветляемой пульпы, интенсивного намагничивания и автоматической я
разгрузки осадка;	)
усовершенствование конструкции вакуум-фильтров, вакуум-на- ’
сосов и компрессоров для снижения влажности концентрата до 8—9 %; ,
создание системы и комплекса аппаратуры для автоматизации i
фабрик;
создание оборудования для усреднения руды; •
создание обжиговой машины площадью 400 м2 и окомкователя
производительностью 100 т!ч с комплектующим* оборудованием и
тяго-дутьевыми средствами;
создание высокопроизводительных, износоустойчивых и эконо-
мичных песковых насосов и высокоскоростных конвейеров с особо 1
прочными и теплостойкими лентами.	'
§ 6. ОПТИМАЛЬНАЯ ГЛУБИНА ОБОГАЩЕНИЯ
МАГНЕТИТОВЫХ РУД
Оптимальная глубина обогащения железной руды определяется ;
качеством железного концентрата, которое обеспечивает минималь-
ные совокупные затраты на переделы обогащения и металлурги-
ческую плавку и минимальную себестоимость готовой продукции
(чугун, сталь).
В зависимости от способа использования железных концентратов
определяются требования к его качеству, которые должны учиты-
ваться при определении оптимальной глубины обогащения.
В руде и концентрате, предназначенных для доменной плавки,
содержание не должно превышать: 0,1 —0,15% серы, 0,1% фосфора,
0,05—0,06% цинка. Мартеновский агломерат должен иметь 61—62%
железа, объемный вес не менее 3 мР/т и крупность 100 мм. В концент-
ратах для порошковой металлургии и прямого получения железа
допустимое содержание кремнезема равно соответственно 0,3—0,5%
и 1—2%. В концентратах для аккумуляторной промышленности не
должно превышать: 1,2% содержание кремнезема, 0,13% глинозема,
не более 0,04% окиси кальция, окиси магния и окиси марганца,
0,03% двуокиси титана.
Оптимальная глубина обогащения руды для каждого месторож-
дения определяется в зависимости от технической возможности по-
лучения концентрата необходимого качества, состава породных ми-
нералов концентрата, определяющих такие показатели, как основ-
ность, кремневый модуль, консистенция шлака и т. д., конкретных
374
условий металлургического передела, включая шихтовку его с кон-
центратами или рудами других месторождений [105, 106].
Развитие технологии обогащения магнетитовых руд, особенно
руд бедных по содержанию железа с кислой пустой породой, должно
происходить в направлении получения высококачественных кон-
центратов с содержанием не более 4—6% кремнезема.
Эффективность плавки агломерата из криворожских концентра-
тов с содержанием 65; 67,8 и 70,7% железа с учетом использования
в агломерате 80% концентрата и 20% аглоруды, показали преиму-
щество богатых концентратов с содержанием 67—68% и 70—71%
железа. Себестоимость чугуна снижается при содержании в концент-
рате 67,8% железа по сравнению с содержанием 65% на 0,85 руб/т,
Таблица 90'
Химический состав концентратов, полученных из магнетитовых руд
различных месторождений
Элементы и окислы	Нерюндин- ское		Татарское			Соколов- ское		Сарбай- ское		Шерегешев- сксе		
Feo6l4	60,4	64,5	62,0	'65,5	69,0	63,2	65,5	63,8	68,5	59,0	61,0	63,4
SiO2	4,43	2,0	3,8	2,3	0,8	6,56	4,66	5,14	1,6	4,2	3,26	2,0
AI2O3	2,8	2,1	2,4	1,8-	1,2	1,92	1,24	1,58	1,12	1,87	1,7	1,19
СаО	1,51	0,84	0,15	0,2	0,1	1,19	1,56	0,97	0,77	3,3	2,47	1,28
MgO	4,68	3,43	4,6	2,9	1,0	0,79	1,34	1,0	0,26	2,55	1,88	1,38
р	0,174	0,086	0,01	0,05	0,05	0,01	0,02	0,006	0,016	0,06	0,05	0,04
S	0,018	0,015	0,05	0,03	0,01	0,09	0,07	0,04	0,07	0,7	0,6	0,4
СаО-]-MgO SiO2 +AI2O3	0,86	0,86	0,76	0,75	0,55	0,23	0,49	0,46	0,40	0,98	0,88	1,12
SiO2 А12О3	1,58	0,95	1,58	0,92	0,66	3,5	3,7	3,3	1,4	2,2	1,91	1.7
Продолжение т а б л. 90-
Элементы и окислы	Таштагсльское	Абаканское	_ Казаков	Тейское
Реобщ	61,6 63,2 65,1 68,1	61,5 63,2 64,7 67,0	62,2 65,4 71,3	52,4 54,5 55,8
SiO2	5,6 4,75 3,4 1,9	7,02 5,24 3,98 3,64	6,15 4,35 1,95	7,0 6,5 5,4
а1203	1,45 1,26 1,1 0,75	1,67 1,42 1,16 0,99	1,63 1,26 0,88	4,2 4,1 3,8
СаО	2,46 1,47 1,29 0,75	1,37 1,09 0,93 0,67	1,9 1,72 0,58	1,3 1,1 0,8
MgO	0,37 0,11 0.23 0,32	1,62 1,23 0,98 0,86	0,5 0,48 0,14	8,3 7,0 5,1
р	0,08 0,07 0,06 0,05	0,06 0,05 0,04 0,03	0,04 0,03 0,01	0,06 0,05 0,04
S	0,07 0,06 0,05 0,04	0,7 0,6 0,4 0,3	0,9 0,8 0,6	0,02 0,01 0,01
СаО + MgO SiO2 + Al2O3	0,4 0,26 0,34 0,4	0,35 0,37 0,37 0,34	0,31 0,4 0,25	0,85 0,76 0,65
SiO2				
А120з	3,8 3,7 3,1 2,5	4,2 3,6 3,4 3,7	3,7 3,4 2,2	1,7 1,6 1,4
375'
а капитальные вложения на 3,3 руб!т, а для концентрата с содержа-
нием 70,7% железа соответственно на 1,42 руб1т и 5 руб/т. за счет
повышения производительности доменных печей на 6,6 и 16,9% и
снижения удельного расхода, кокса на 5,2 и 26,7% кокса [107].
Из руд Курской магнитной аномалии, за исключением Михайлов-
ского месторождения, также рационально получать богатые концент-
раты с содержанием 67—68% железа и более, а из руд Кременчуг-
ского района — концентраты с содержанием 65—66% железа для
Горишне-Плавненского и концентраты с содержанием 62% железа
для Еристовского месторождения ввиду чрезвычайно тонкой вкрап-
ленности магнетита.
Технико-экономическое обоснование повышения содержания же-
леза до высоких пределов особенно тщательно должно быть выпол-
нено для магнетитовых руд с основной пустой породой. Вследствие
текстурно-структурных особенностей и вещественного состава руд
ряда месторождений (Ковдорское, Коршуновское, Нерюндинское,
Тагарское и др.), можно получить по простой технологической схеме
при сравнительно грубом измельчении качественные концентраты
с содержанием 61—63% железа и 4,5—1,0% кремнезема [108,
109].
При дальнейшем увеличении содержания железа химический со-
став концентратов улучшается незначительно, а кремневый модуль
даже ухудшается (табл. 90). В этих случаях увеличение затрат на
обогатительный передел, вызываемых повышением качества концент-
рата, может не окупиться при металлургической плавке и оказаться
экономически невыгодным.
Кроме того, глубина обогащения руд некоторых месторождений
определяется пониженным содержанием железа в магнетитах место-
рождений: Тейского 59—61 %, Ковдорского 64—65%, Коршуновского
63—67% и др.	'
Вопрос об оптимальной глубине обогащения руд перечисленных
месторождений и многих других, не изученных в этом отношении,
требует дальнейшего тщательного исследования.
§ 7. ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ КЛАССИФИКАЦИИ
МАГНЕТИТОВЫХ РУД
Магнетитовые руды отличаются разнообразием вещественного
-состава, текстурно-структурного строения, количественного соотно-
шения рудных и нерудных минералов, физических и других свойств.
Изучение общих свойств, присущих магнетитовым рудам, и отличи-
тельных особенностей руды каждого месторождения является необ-
ходимым условием рационального определения технологии обогаще-
ния их.
На разрабатываемых месторождениях, а также при исследовании
обогатимости руды новых месторождений производится классифика-
ция руд применительно к задачам их обогащения и металлургического
использования.
376
Генезис месторождения в значительной степени отражается
на природных свойствах руды и влияет на технологию обога-
щения.
Железистые кварциты осадочно-метаморфических месторождений
отличаются чистотой основного рудного минерала — магнетита, ре-
шающим преобладанием нерудного минерала кварца, тонкой вкрап-
ленностью рудных минералов (за исключением Оленегорского, Ле-
бединского, Мариупольского и некоторых других месторождений)
с одновременным наличием средне- и крупнозернистых выделений
нерудных и рудных минералов; Кроме магнетита руды содержат
в переменном количестве мартит, гематит, сидерит и гидроокислы
железа.
Руды контактово-метасоматических и гидротермальных место-
рождений характеризуются преобладанием магнетита и скарновых
минералов и более высокой основностью. В магнетите обычно содер-
жатся изоморфные примеси магния, алюминия и других элементов,
снижающие содержание железа в нем; некоторые из них, например,
соколовские и сарбайские, отличаются чистотой магнетита. Они обычно
содержат вредные примеси (фосфор и серу) и ценные минералы-
спутники, содержащие: медь, цинк, свинец, кобальт, цирконий и др.
Руды месторождений этого генетического типа отличаются неравно-
мерной вкрапленностью рудных и нерудных минералов, в целом бо-
лее крупной, чем у железистых кварцитов.
Руды магматических тйтано-магнетитовых месторождений кроме
магнетита содержат в значительном количестве ильменит и полезные
элементы: ванадий, титан, кобальт, платину, медь. Содержание вред-
ных примесей (сера и фосфор) низкое. Ильменит находится в магне-
тите в виде тончайших вкраплений, либо в твердом растворе. Боль-
шинство титано-магнетитовых руд вкрапленные (90%), сплошные
мало распространены. Содержание слабомагнитных железных мине-
ралов мало. Для руд этих месторождений характерно низкое содер-
жание железа и сложная технология обогащения, связанная с комп-
лексным использованием полезных компонентов руды.
Магнетитовые руды всех месторождений, кроме основного мине-
рала — магнетита, содержат слабомагнитные железные минералы:
гематит, мартит, гидроокислы, сидерит, силикаты.
По количественному соотношению магнетита и слабомагнитных
минералов железистые кварциты разделяются на магнетитовые (70%
и более магнетита от общего количества железных минералов), сме-
шанные — 40—70% железа в форме магнетита, слабомагнитные —
менее 40%. По этому же признаку предлагается разделить их на соб-
ственно магнетитовые и существенно магнетитовые.
По содержанию железа магнетитовые руды разделяются на: убо-
гие с содержанием железа менее 25 %, бедные — от 25 до 35 % железа,
богатые — выше 35—40%. Особо богатые руды (не менее 60% же-
леза) относятся к мартеновским рудам. Нижний предел содержания
железа в убогих рудах снижается по мере развития техники и тех-
нологии обогащения руд. Убогие магнетитовые руды, содержащие
377

другие полезные компоненты, используются в настоящее время (кач-
канарские титано-магнетитовые руды).
По химическому составу минерала магнетита руды могут быть
классифицированы на содержащие чистые магнетиты и разубоженные
примесями. Разубоживание магнетита обусловлено замещением ионов
железа ионами магния, алюминия и другими химическими соедине-
ниями. Это приводит к нарушению стехиометрического соотношения
между Fe2+ и Fe3+ и снижению теоретического содержания железа
(72,4%) в минерале магнетита. Имеет место наличие тонкодисперсных
фракций нерудных минералов в магнетите, практически не отделимых
от магнетита механическим способом обработки руды. Пониженное 3
вследствие этих причин содержание железа в магнетите наблюдается .
в Коршуновском (63—67% железа), Ковдорском (64—65%), Тейском
(60—64%) и других месторождениях.	’	J
Наиболее чистый магнетит с близким к теоретическому содержа- )
нием железа содержится в рудах осадочно-метаморфического генезиса -
(особенно в Оленегорском месторождении), а из контактово-метасо- J
матических — на Соколовском и Сарбайском месторождениях. j
Химический состав магнетита влияет на магнитные свойства руды, |
ее обогатимость и определяет максимально возможное и практически |
достигаемое содержание железа в концентрате. Магнезиальные при-
меси в магнетите ухудшают качество железных концентратов, уве-
личивая вязкость доменных шлаков.	i
Размер включений магнетита. является одним из существенных
факторов, определяющим технологию обработки руды (степень из-
мельчения, качество концентрата, извлечение магнетита).
В магнетитовых рудах всех месторождений размер зерен магне- •
тита колеблется в определенном диапазоне. В этом диапазоне круп-
ности магнетита из каждой руды можно выделить фракции магнетита 
с сравнительно крупными, средними и тонкими зернами и определить (
преобладающий размер зерен магнетита в них. Пределы крупности
и преобладающий размер зерен магнетита являются важнейшими |
признаками обогатимости. Они различны как для руд разных место- |
рождений, так и для отдельных разновидностей руды одного место- I
рождения, например, руда Коршуновского месторождения имеет )
широкий диапазон размеров включений магнетита от 1,5 до 0,08 мм 1
и менее. На месторождении выделены крупно вкрапленная руда с раз-
мером зерен > 0,4 мм, средневкрапленная руда с размером зерен jj
0,15 мм и тонковкрапленная руда с размером зерен < 0,15 мм.
Значительная масса магнетита всей руды представлена размером .
крупнее 0,15 мм, который является преобладающим.
Текстура руды (массивная, крупно-, средне- и тонкополосчатая,
вкрапленная, пятнистая, брекчиевидная и др.) й структура минера- .
лов руды (равномерно-рассеянная тонкозернистая, неравномерная
и крупнозернистая, порфировидная, структуры замещения и др.)
являются важными признаками классификации руд по обогатимости.
Они обязательны для характеристики руды, определяют возможность
и схемы обогащения руды, крупность дробления и измельчения руды
378
для выделения хвостов и концентрата и другие вопросы обо-
гащения.
Вещественный состав нерудных минералов оказывает влияние
на оптимальную глубину обогащения руды, химический состав
концентратов, физические свойства руды и, как следствие, на техно-
логию обработки ее. Поэтому магнетитовые руды большинства место-
рождений делятся на разновидности по вещественному составу неруд-
ных минералов, например, руды Кривого Рога, Соколовского, Сар-
байского, Ковдорского и других месторождений.
По химическому составу нерудной части различают самоплавкие
руды и концентраты с отношением основных пород к кислым, близ-
ким к единице, и кислые — с преобладанием кислых пород (кремне-
зема и глинозема), кроме того, чистые по вредным примесям руды и
загрязненные, простые и многокомпонентные руды, содержащие
комплекс полезных минералов.
Руды, содержащие кроме железа другие ценные компоненты, мо-
гут использоваться комплексно для получения нескольких концент-
ратов. Так, из руды Ковдорского месторождения можно получить
апатитовый и бадделеитовый концентраты, из руды Соколовского
месторождения — пиритный-кобальтовый концентрат, из концент-
рата Качканарского месторождения выплавляются чугун и ванадие-
содержащий шлак. Комплексность руды определяет способы и тех-
нологическую схему обогащения, имеет большое значение для эко-
номики процесса и поэтому должна учитываться при технологической
классификации руд.
Для руд, содержащих вредные примеси — серу, фосфор, цинк,
мышьяк и другие, в количестве, не обеспечивающем экономическое
извлечения их в отдельный концентрат, но достаточном для загряз-
нения металла в металлургическом переделе, необходимо предусмат-
ривать операции по удалению их до приемлемого содержания при
обогащении или в процессе плавки, или шихтовку с другими рудами.
Физические свойства руд — объемный вес, удельный вес, пори-
стость, крепость, твердость, вязкость, магнитная восприимчивость,
коэрцитивная сила, электропроводимость, влагоемкость, угол ес-
тественного откоса и другие определяют поведение руды при подго-
товке к обогащению. Коэффициент крепости магнетитовых руд по
шкале проф. Протодьяконова варьирует от 2 до 20. По этому признаку
могут быть выделены рыхлые “руды (2—10 баллов), руды средней
твердости (10—15 баллов) и твердые руды (более 15 баллов). Крепость
руды влияет на дробимость, измельчаемость, а также на выбор типа
бункеров для хранения руды и коммуникаций для транспортировки
сырой руды.
Особенно сильное влияние на процессы дробления, измельчения
и самоизмельчения оказывает вязкость руды. Можно отметить, что
весьма вязкие руды Михайловского месторождения плохо измельча-
ются способом рудного самоизмельчения.
Магнитные свойства (магнитная восприимчивость, коэрцитивная
сила) также являются классифицирующим признаком для магнетито-
379;
вых руд, должны тщательно изучаться особенно для руд с понижен-

ным содержанием железа в магнетите, титаномагнетитовых и обож-
женных руд. Так, титаномагнетитовые руды Качканарского место-
рождения обладают повышенной коэрцитивной силой, трудно под-j
даются размагничиванию, имеют в три раза меньшую магнитную!
восприимчивость в сравнении с другими рудами.	’
Рассмотренные принципы технологической классификации магне- >
Титовых руд не исчерпывают всего разнообразия состава и свойств 1
их как объекта обогащения, но могут служить основой для техно-
логической классификации магнетитовых руд — разделения их на .
типы и разновидности по технологическим свойствам и применяемой
технологии рудоподготовки.
ПРИЛОЖЕНИЕ
КОЭФФИЦИЕНТЫ ДЛЯ ПРИВЕДЕНИЯ ЕДИНИЦ ИЗМЕРЕНИЯ
В СИСТЕМЕ СГС ИЛИ ВНЕСИСТЕМНЫХ К ЕДИНИЦАМ СИ
(МЕЖДУНАРОДНАЯ СИСТЕМА ЕДИНИЦ)
Измеряемая величина	Единицы измерения		Коэффициент для приведения к единицам СИ
	в системе СГС или вне- системные	в системе СИ	
Длина	см	м	1 СМ = 1 • 10-2 м
Площадь	см2	м2	1 СМ2 = 10"4 м2
Объем	. см2	Ж8	1 смЗ = 1 • Ю"8 м3
	л		1 Л = 1- 10'8 Ж8
Масса	г	кг	1 г = 10~8 кг
Плотность	г/см$, т/м'2	кг/ms	1 г/см2=1 т/м2 = Ю2 кг/м2
Плоский угол	0	рад	1°	Я
			. 180 рад
Скорость	см] сек	м/сек	1 см/сек — 1  10~2 м/сек
Ускорение	м/сек см/сек2	м/сек2	1 см/сек2=Л  10~2 м/сек2
	м/сек2		1 ат = 9,80665 • 104
Давление	ат	н/м2	1 ат = 9,80665 • 104 н/м2
	мм. вод. ст.		1 мм вод. ст. =9,80665 н/м2
Удельная работа (раз-	кгс  м/см2	дж/м2	1 кгс • м/см2 =
рушения)			= IO-8 • 9,80665 дж/м2
Сила тока	а	а	
Активная	мощность	вт	впг	
электрической цепи Напряженность магнит-	эрстед	а/м	,	1 • 108 ,
ного ПОЛЯ			4 л
Удельная магнитная	см2/г	м2/кг	1 см2/г = к л - ЮГ8 м2/кг
восприимчивость Магнитная индукция	гс	тл	1 гс — 1 • Ю~4 тл
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1.	Железорудная база черной металлургии СССР. Ч. I. Генезис железных
руд и общая оценка состояния железорудной базы СССР. Изд. АН СССР,.
1957.
2.	Железистые кварциты и богатые железные руды Курской-магнитной
аномалии. Изд. АН СССР, 1955.
3.	Гершойг 10. Г. Изучение вещественного состава железистых пород
при разведке и разработке. В сб. Механобрчермета «Вещественный состав
и обогатимость железных руд», вып. 5. М., изд-во «Недра», 1965.
4.	Железорудные месторождения Ангаро-Илимского района. Изд. АН
СССР, 1953.
5.	Браун Г. А. и др. Железорудная база черной металлургии СССР.
Краткая геолого-промышленная характеристика железорудных месторождений
СССР. Изд. АН СССР, 1965.
6.	Г е р ш о й г 10. Г. Вещественный состав и оценка обогатимости бед-
ных тонковкрапленных железных руд. М., изд-во «Наука», 1964.
7.	Кармазин В. И. Интенсификация обогащения магнетитовых квар-
цитов. «Сталь», 1956, № 11.
8.	Е в с и о в и ч С. Г. Рациональные методы обогащения бедных топ-
ковкрапленных руд Кривого Рога. «Горный4 журнал», 1957, № 2.
9.	Кармазин В. И., Остапенко П. Е. Опыт получения высо-
косортных концентратов. «Горный журнал», 1957, № 11.
10.	Е в с и о в и ч С. Г., Журавлев С. И. Пути улучшения техно-
логии обогащения магнетитовых кварцитов Кривого Рога. Изд. Механобра, 1958.
11.	Евсиович С. Г. Методы получения высококачественных желез-
ных концентратов из бедных магнетитовых руд. Изд. АН СССР. «Металлур-
гия и топливо», 1957, № 3.
12.	Евсиович С. Г., Журавлев С. И., Сорокина Т. П.
Получение богатых концентратов из магнетитовых кварцитов Кривого Рога.
«Обогащение руд», 1964, № 1.
13.	Кармазин В. И., Артемова А. А. Применение гравита-
ционных методов при обогащении тонковкрапленных железистых роговиков
Кривбасса. «Горный журнал», 1969, № 2.
14.	Ж у р а в л е в С. И. и др. Технология производства высокосортного
магнетитового концентрата на обогатительной фабрике ЮГОКа. «Горный жур-
нал», 1965, № И.	~
15.	Нико ла'енко В. П., П р и ц к о Т. Н. Совершенствование и раз-
работка эффективной технологии обогащения магнетитовых кварцитов на
ГОКах Кривбасса. Киев, 1968.
16.	Нико лаенко В. П., М а р г у л и с В. С. Р.езультаты промыш-
ленных испытаний обогащения неокисленных кварцитов ИнГОКа по схемам
полного рудного самоизмельчения. «Горный журнал», 1967, № 2.
17.	Денисенко А. И., Кармазин В. И., Б инке в ич В. А.
и др. О новых схемах получения высокосортных концентратов из магнетито-
вых кварцитов Кривбасса. «Горный журнал», 1967, № 4.
382
18.	Калчанов М. И. Железорудный -бассейн КМА. Сб. «Железные
руды Курской магнитной аномалии». АН СССР, 1955.
19.	Б е х т л е Г. А. Обогащение железистых кварцитов Лебединского
месторождения. Обогащение и подготовка к плавке железных руд КМА. М.,
изд-во «Наука», 1966.
20.	Румянцева Н. М., Пожидаев В. В., Бехтле Г. А.
Обогащение железистых кварцитов Северо-Лебединского месторождения КМА.
«Обогащение руд», 1966, № 5.
21.	Илларионов А. А. Петрография и минералогия железистых
кварцитов Михайловского месторождения Курской магнитной аномалии. М.,
изд-во «Наука», 1965.
22.	П о п о в У. Ф. и др. Обогатительно-окомковательные фабрики Ле-
бединского и Михайловского горнообогатительных комбинатов. «Горный жур-
нал», 1968, № 5.
23.	Евсиович С. Г., С е н т е м о в а В. А. Совершенствование тех-
нологии обогащения неокисленных железистых кварцитов Михайловского
месторождения КМА. «Обогащение руд», 1969, № 5.
24.	Евсиович С. Г., Сентемова В. А. Рациональная техно-
логия обогащения железистых кварцитов Михайловского месторождения КМА.
Тр. науч-техн. конференции ин-та Механобр, т. II, 1969.
25.	Пономарев М. А. и др. Обогащение неокисленных железис-
тых кварцитов Михайловского месторождения КМА по комбинированной
схеме. «Горный журнал», 1968, № 3.
26.	Казеинов М. Н., О золин Л. Т., Фомин Я. И. Обога-
щение гематито-магнетитовых руд Оленегорского месторождения. Сб. «Обо-
гащение и агломерация полезных ископаемых Северо-Западных районов СССР»,
1957.
27.	П а т к о в с к а я Н. А. Основные направления в технологии обо-
гащения оленегорских руд. Тр. V науч.-техн, сессии ин-та Механобр, т. 2,
1966.
28.	П а т к о в с к а я Н. А., К у р о в а М. Д. Новые направления
в обогащении железистых кварцитов Оленегорского месторождения. Тр. кон-
ференции Механобр, посвященной 50-летию Великой Октябрьской социалисти-
ческой революции, т. Ц, 1969.
29.	Голованов Г. А. Совершенствование технологии обогащения
тонковкрапленных железистых кварцитов на примере Оленегорской фабрики.
Дисс. на соиск. уч. степ. канд. тех. наук. Л. Механобр, 1961.
30.	О з о л и н Л. Т., П л а т у н о в А. А. Промышленные испытания
флотации хвостов магнитной сепарации оленегорских железистых кварцитов.
Тр. V науч.-технич. сессии ин-та Механобр, т. II, 1966.
31.	Евсиович С. Г., Егорова Н. А. Пути Улучшения работы
Ковдорской обогатительной фабрики. «Горный журнал», 1965, № 1.
32.	II а в л о в а К. С. Обогащение комплексных руд Ено-Ковдор-
ского месторождения. Тр. V науч.-технич. сессии ин-та Механобр, т. II,
1966.
33.	Титков Н.П. Обогащение фосфористых железистых руд Ено-
Ковдорского месторождения. Обогащение и агломерация полезных ископае-
мых Северо-Западных районов СССР, 1957.
34.	Фадеев В. И. Обогащение пудожгорских титано-магнетитов. «XV
лет на службе социалистического строительства», ч. II. Сб. ин-та Механобр,
1937.
35.	Чиркова К. И. Обогащение железных руд Пудожгорского место-
рождения. Сб. «Обогащение и агломерация полезных ископаемых Северо-
Западных районов СССР», вып. 102, 1957.
36.	Павлова К. С. Получение высокосортных концентратов из же-
лезистых кварцитов Костамукшского месторождения. «Обогащение руд»,
1963, № 4.
37.	Жуковский Г. В., Мецхваришвили И. И. Работы ин-
ститута в области обогащения железных руд. Тр. ин-та Уралмеханобр, 14,
Свердловск, 1968.
383
38.	Войцехович Е. Б., Жуковский Г. В. Результаты внед-
рения проектной схемы обогащения Качканарских руд. Тр. ин-та Уралме-
ханобр, вып. 14, Свердловск, 1968.
39.	Жуковский Г. В., Ехлакова Г. П. Технология глубо-
кого обогащения руд Северо-Песчанского и Ново-Песчанского месторождений.
Тр. ин-та Уралмеханобр, вып. 14, Свердловск, 1968.
40.	Железорудные месторождения СССР. Магнетитовые руды Кустанай-
ской области и пути их использования. Изд. АН СССР, 1958.
41.	Евсиович С. Г., Журавлев С. И. Обогащение бедных маг-
нетитовых руд Соколовского и Сарбайского месторождений. «Обогащение
руд», 1965, № 3.
42.	Ш а п и р о Р. Б. Обогащение железных руд Кустанайской области.
Сб. «Развитие производительных сил Большого Тургая», Изд. АН СССР, 1962.
43.	Евсиович С. Г., Журавлев С. И. О рациональной техно-
логии обогащения магнетитовых руд Соколовского и Сарбайского месторожде-
ний. «Горный журнал», 1965, № 8.
44.	Железорудные месторождения Алтае-Саянской горной области. Изд.
АН СССР, 1958.
45.	Шапиро Р. Б. Пути усовершенствования технологических схем
и перспективы обогащения руд Горно-Шорско-Саянского железорудного рай-
она. Тр. IV науч.-техн, сессии ин-та Механобр, 1961.
46.	Горелкин П. В. и др. О целесообразной глубине обогащения
железных руд базы Кузнецкого металлургического комбината. Докл. на III
Всес. совещ. горняков и обогатителей, Кривой Рог, 1968.
47.	Т и т к о в Н. П. и др. «Состояние и пути развития обогащения руд
в Горной Шории, Хакассии и Алтае». «Обогащение руд», 1970, № 1—2.
48.	Ангаро-Илимские железорудные месторождения трапповой форма-
ции южной части Сибирской платформы. Госгеолтехиздат, 1960.
49.	Евсиович С. Г., Чепурных К. С.,' Петров А. С. Тех-
нологические и экономические вопросы подготовки к плавке железных руд
Гаринского месторождения. Обогащение железных руд. Тр. Механобра, т. I,
вып. 133, 1963.
50.	Евсиович С. Г., Петров А. С., Чепурных К. С. О
технологической схеме Гаринской обогатительной фабрики. «Обогащение руд»,
1962, № 4.
51.	Деркач В. Г., Шапиро Р. Б., Шитов И. С. Обогащение
железных руд в СССР за 50 лет. «Горный журнал», 1967, № 11.
52.	Виноградов В. С. Итоги работы горнорудной промышлен-
ности черной металлургии в юбилейном году. «Горный журнал», 1968, № 2.
53.	Журавлев С. И.' Многостадиальные схемы обогащения — путь
к повышению качества концентрата. «Горный журнал», 1968, № 5.
,54	. Евсиович С. Г., Журавлев С. И. Основные направления
развития глубокого обогащения магнетитовых руд. Тр. V научи.-технич.
сессии ин-та Механобр, 1966.
55.	Евсиович С. Г., Журавлев С. И. Разработка получения
высококачественных концентратов из магнетитовых кварцитов Кривого Рога.
Тр. V науч.-технич. сессии Механобр, 1966.
56.	Евсиович С. Г. Оценка технологических схем магнитнообога-
тительных фабрик Кривого Рога и пути их усовершенствования. «Горный жур-
нал», 1963, № 7.
57.	А р т е м о в а А. А. Зависимость показателей обогащения руд ЮГОК
от их вещественного состава и строения. «Обогащение руд», 1961, № 6.
58.	Евсиович С. Г., Журавлев С. И. Совершенствование тех-
нологии обогащения магнетитовых кварцитов Кривого Рога. «Горный жур-
нал», ’ 1965,	№ 9.
59.	Д е р к а ч В. Г., Евсиович С. Г., К а з е н н о в М. Н. Опыт
пуска и регулирования обогатительной фабрики Криворожского Южного гор-
нообогатительного комбината. «Обогащение руд», 1957, № 2.
60.	Кармазин В. И. и др. Новые железорудные обогатительные
фабрики. Госгортехиздат, 1962.
384
61.	Савицкий И. И., Зайцева М. Г. и др. Криворожский Юж-
ный горнообогатительный комбинат. «Горный журнал», 1967, № 11.
62.	Хватов Ю. А., Бу р а в е в Б. К. Производство высокосорт-
ного магнитного концентрата на обогатительной фабрике НКГОК. «Горный
журнал», 1964, №11.
63.	Евсиович С. Г., Журавлев С. И. Криворожские горнообо-
гатительные комбинаты должны производить койцентраты высокого качества.
«Горный журнал», 1963, № 7.
64.	Остапенко П. Е. Практика обогащения железных руд в Кри-
ворожском бассейне. М., изд-во «Недра», 1966.
65.	К а р м а з и н В. И., Губин Г. В., Юров Н. М. Обжигмаг-
нитное обогащение железных руд. М., изд-во «Недра», 1969.
66.	Г у б и н Г. В. и др. Обжигмагнитное и магнитное обогащение оки-
сленных железных руд. Докл. VIII Международ, конгр. по обогащ. полез-
ных ископаемых. Л.,' 1968.
67.	М а л ы й В. М. и др. Получение богатых магнитных концентратов
нд ЦГОКе. «Обогащение руд», 1964, № 2.
68.	Б е л о н о ж к о И. Ф. и др. Получение концентрата с содержанием
железа 67% на обогатительной фабрике ЦГОКа. «Горный журнал»,
1968, № 5.
69.	М и х а л я к Ю. И., Ефимов В. И., Першина М. А. Опыт
внедрения рудно-галечного измельчения при обогащении кварцитов КМА.
«Горный журнал», 1965, № 7.
70.	П а т к о в с к а я Н. А., Зеленев П. И. и др. Разделение на
винтовых сепараторах различных продуктов обогащения Оленегорской фаб-
рики. «Горный журнал», 1966, № 10.
71.	Бердичевский Р. И. и др. Перспективы получения концен-
тратов высокой чистоты из оленегорских железистых кварцитов. «Горный
журнал», 1966, № 10.
72.	К а н д е л ь Е. А. Качканарский горнообогатительный комбинат.
«Горный журнал», 1967, № 11.
73.	Тюренков Н. Г. и др. Опыт работы магнитообогатительных
фабрик Урала и Казахстана. М., изд-во «Недра», 1970.
74.	Егоров Н. Ф., Бельский А. А., Стаханов В. В. Ис-
пытания барабанных сепараторов с феррито-бариевыми магнитами. «Обога-
щение руд», 1968, № 3.
75.	Печеркин Н. Б. Автоматизация фабрик горнообогатительных
комбинатов. Тр. ин-та Уралмеханобр, 1968, № 14.
76.	С а н д р и г а й л о Н. Ф. Соколовско-Сарбайский горнообогати-
тельный комбинат. «Горный журнал», 1967, № И.
77.	Мелешкин С. М., Иванов В. А., Алексеенко В. Г.
Передовой опыт работы и экономика железорудных предприятий. М., изд-во
«Недра», 1967.
78.	Ж у р а в л е в С. И., Мягков М. И. Опыт освоения 1-ой очереди
обогатительной фабрики Коршуновского ГОКа. «Горный журнал», 1968, № 2.
79.	Буров В. Г. и др. Фильтрация магнетитового концентрата на
Коршуновской обогатительной фабрике. «Обогащение руд», 1969, .№ 2.
80.	Журавлев С. И. Испытание магнитных сепараторов на Коршу-
новской обогатительной фабрике. «Обогащение руд», 1969. № 2.
81.	Т и т к о в Н. П. й др. Опыт пуска и освоения 2-й очереди Абагур-
ской обогатительной фабрики. Тр. научн.-технич. конференции ин-та Меха-
нобр, посвященный 50-летию Великой Октябрьской социалистической рево-
люции, -т. II, 1969.
82.	Т h о m t е W. L. The story of Erie Mining Co. «Mining Engineering»,
1963, V. 15 №s 5.
83.	The Concentrator at Silver Bay. «Engineering and Mining journal»,
1956, № 12.
84.	Устинов Д. В. Рудоподготовительные предприятия для бедных
железных руд бассейна Верхнего озера. Обогащение полезных ископаемых,
ВИНИТИ, 1966, № 1.
25 Заказ 478	,	385
85.	Whaley H. P. The story of Erie Mining Company. «The milling pro-
cess., Mining Engineering», 1963, v 15, № 5.
86.	Иванов В. А., Соловьева Л. В. Совершенствование тех-
нологии на горнообогатительном комбинате ЭРИ Майнинг. Ин-т Черметин-
формация, 1964, № 4.
87.	Устинов Д. В. Обогащение таконитовых руд и окускование
концентратов на фабрике Хойт Лейке. Обогащение полезных ископаемых,
ВИНИТИ, 1966, № 48.
88.	New Erie taconite flowsheet upgrades Concentrates with fine screens.
«Engineering and Mining journal», 1967, v 168, № 4.
89.	Л e о и и д о в И. Новая фабрика Эмпайр для производства окаты-
шей. «Черная металлургия», ВИНИТИ, 1964, № 33.
90.	Empire development. «Canadian Mining journal», 1962, v. 83, № 6.
91.	Глембоцкий В. А. Современное состояние железорудных Пред-
приятий, контролируемых фирмой Ханна. Обогащение полезных ископаемых,
ВИНИТИ, 1969, № 14.
92.	Butler installs five autogenous primary mills at Mesabi plant. «Engi-
neering and Mining journal», 1967, v 168, № 7.
93.	Jn Minnesota. Hanna makes some of cleanest pellets known in the
U. S. iron ore industry. «Engineering and Mining journal», 1968, v. 169, № 11.
94.	Construction on Eveleth Taconite to start in spring. «Metall Mining and
Processing», 1964, v 1, № 2.
95.	Б у л ы ч e в В. В., H e н a p о к о м о в Ю. Ф. Железорудная
промышленность Канады. Л., изд. Механобр, 1964.
96.	Steffensen Р. L. and Aubrey W. М. Automatic Control of the grinding
Circuit at Marmora Concentrator. «Mining Engineering», 1957, v. 9, № 1.
97.	Geist E. W., Mahon S. A. Operation of the Moose Mountain Mine and Con-
centrator. «Canadian Mining and Metallurgical! bulletin», 1962, v. 55, № 598.
98.	С о л о в ь e в а Л. В. Обогащение скарновых магнетитовых руд.
Билл, ин-та Черметинформация, 1963, № 17.
99.	Permanent Magnetic separators yield High — Grade Fe Concentrate
at В C Mine. «Engineering and Mining journal», 1963, v. 164, № 4.
100.	Savage River. «Mining magazine», 1968, v. 118,-№ 4.
101.	Кармазин В. И. Современные методы магнитного обогащения
руд черных металлов. Госгортехиздат, 1962.
102.	Бранд В. Ю., Деркач В. Г., Шапиро Р. Б. Развитие
обогащения железных руд СССР. Тр. ин-та Механобр, 1963, № 133.
103.	Плаксин И. Н. и др. Новые направления глубокого обогащения
тонковкрапленных железных руд. М., изд-во «Недра», 1968.
104.	Журавлев С. И., Божко М. П. О рациональной схеме пер-
вой стадии измельчения тонковкрапленных магнетитовых кварцитов ЮГОКа.
«Обогащение руд», 1966, № 1.
105.	Юденич Г. И. Обогащение железных и марганцевых руд. ГНТИ
черной металлургии, 1955.
106.	Квасков А. П. Технологическая характеристика и схемы обога-
щения железных руд магнетитового' типа. Изд. Механобр, вып. 105, 1958.
107.	Емельянов А. В. и др. Об эффективности металлургического
передела руд Кривбасса при оптимальной глубине обогащения, «Металлурги-
ческая и горно-рудная промышленность», 1969, № 2.
108.	К о м л е в А. М. и Др. Состав руд Тагарского месторождения и их
обогатимость. «Подготовка и восстановление руд». М., изд-во «Металлургия»,
1970.
109.	Комлев А. М., Лукьянов С. М., Полова Н. П. Место-
рождения железных руд Юга Красноярского края. «Подготовка и восстановле-
ние руд», М., изд-во «Металлургия», 1970.
110.	П о п о в Ф. У. и др. Опыт совершенствования техники и технологии
обогащения железных руд. Черметинформация, 1968.
ОГЛАВЛЕНИЕ
Введение .......................................................  3
РАЗДЕЛ ПЕРВЫЙ
МЕСТОРОЖДЕНИЯ МАГНЕТИТОВЫХ РУД И ИССЛЕДОВАНИЕ РУД
НА ОБОГАТИМОСТЬ
Глава I. Общее описание месторождений железных руд Советского
Союза ........................................................... 5
§ 1.	Осадочно-метаморфические месторождения железистых квар-
цитов .................................................... 6
§ 2.	Контактово-метасоматические и гидротермальные месторо-
ждения скарновых магнетитовых руд......................... 8
§ 3.	Магматические месторождения титано-магнетитовых руд . . до
§ 4.	Распределение запасов железной руды в СССР........... 12
Глава II. Рудная база горнообогатительных комбинатов............ 14
§ 1.	Криворожский железорудный бассейн и месторождения Юга 14
§ 2.	Месторождения Курской магнитной аномалии............. 37
§ 3.	Кременчугский железорудный район..................... 49
§ 4.	Район Закавказья'.................................... 55
§ 5.	Месторождения Северо-Западного района................ 57
§ 6.	Железорудные	месторождения	Урала..................... 65
§ 7-	Железорудные	месторождения	Казахстана . .	.	......... 77
§ 8.	Железорудные	месторождения	Западной Сибири........... 98
§ 9.	Железорудные	месторождения	Красноярского	края .... НО
§ 10.	Железорудные месторождения Восточной Сибири .....	П7"
§ 11.	Железорудные месторождения Дальнего Востока........ 135
РАЗДЕЛ ВТОРОЙ
СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБОГАЩЕНИЯ
МАГНЕТИТОВЫХ РУД В СССР
Глава III. Обогатительные фабрики Европейской части СССР . . .	148
Криворожский и Кременчугский железорудные районы.................. 148
§ 1.,	Южный, горнообогатительный комбинат..................  149
§ 2.	Ново-Криворожский горнообогатительный комбинат ....	163
§ 3.	Северный горнообогатительный комбинат.................. 170
§ 4-	Ингулецкий горнообогатительный комбинат................ 176
§ 5.	Центральный горнообогатительный комбинат............... 184
§ 6.	Днепровский горнообогатительный комбинат............... 193
Центральный район ................................................ 197
§ 7-	Обогатительные фабрики № 1 и № 2 комбината КМАруда . .	197
25:
387
§ 8.	Лебединский горнообогатительный комбинат............................................. 201	Я
§ 9.	Михайловский горнообогатительный комбинат............................................ 202	3
Район Закавказья .............................................................................. 204'	З
§ 10.	Азербайджанский горнообогатительный комбинат........................................ 204	1
Северо-Западный район .......................................................................... 207	я
§11.	Оленегорский горнообогатительный комбинат........................................... 207	1
§ 12.	Ковдорский горнообогатительный комбинат............................................. 214	1
Глава IV. Обогатительные фабрики Урала, Казахстана и Сибири 219	j
Урал . . . . •................................................................................. 219
§ 1.	Качканарский горнообогатительный комбинат........................................... 219
§ 2.	Магнитогорская обогатительная фабрика............................................... 225
§ 3.	Лебяжинская обогатительная фабрика.................................................. 227
§ 4.	Высокогорская обогатительная фабрика................................................ 229
§ 5.	Гороблаго датская обогатительная фабрика...........................................'2Я’4
§ 6.	Северо-Песчанский горнообогатительный комбинат...................................... 233
§ 7.	Дробильно-обогатительные фабрики Северного Урала . . .	233
Казахстан....................................................................................   235
§ 8.	Соколовско-Сарбайский горнообогатительный комбинат •. .	235
Сибирь........................................................................................ 242
§ 9.	Коршуновский горнообогатительный комбинат........................................... 242
§ 10.	Рудоподготовительные фабрики Кузнецкого металлургиче-
ского комбината ............................................ 247
Глава V. Перспективные горнообогатительные комбинаты ....	261
§ 1.	Азовский горнообогатительный комбинат.............................................. 261
§ 2.	ЧертомлыкСкий горнообогатительный комбинат......................................... 261
§ 3.	Фабрика для обогащения магнетитовой руды Петровского
месторождения ...........................................    264
§ 4.	Фабрика для обогащения магнетитовой руды центральной
части Первомайского месторождения........................... 264
§	5.	Стойленский горнообогатительный комбинат.. 266
§	6.	Салтыковский горнообогатительный комбинат.. 267
§	7.	Чернянский горнообогатительный комбинат ....-267
§	8.	Губкинский горнообогатительный комбинат.. 267
§	9.	Канарский горнообогатительный комбинат.  267
§	10.	Рудногорский горнообогатительный комбинат. 269
§11.	Костамукшский горнообогатительный комбинат......................................... 269
Глава VI. Промышленные испытания обогащения магнетитовых руд
с применением бесшарового измельчения............................. 271
§ 1.	Применение бесшарового измельчения за ^рубежом...................................... 271
§ 2.	Промышленные испытания на опытной секции НКГОКа . .	273
§ 3.	Результаты обогащения магнетитовых руд с применением
бесшарового измельчения .................................... 277
§ 4.	Сравнительная оценка шарового и бесшарового измельчения 281
РАЗДЕЛ ТРЕТИЙ
ЗАРУБЕЖНЫЕ ГОРНООБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ПРЕДПРИЯТИЯ
ДЛЯ ОБРАБОТКИ МАГНЕТИТОВЫХ РУД
Глава VII. Магнитнообогатительные фабрики США ..................... 285
§ 1.	Обогатительные фабрики района Месаби............... 286
§ 2.	Обогатительные фабрики различных районов США	....	300
Глава VIII. Магнитнообогатительные фабрики Канады.................. 310
§ 1.	Горнообогатительное предприятие Мармора............ 310
'§ 2.	Горнообогатительное предприятие Мус-Маунтин........ 313
§ 3.	Горнообогатительное предприятие Хилтон Майнс	......	315
388
§ 4.	Горнообогатительное предприятие Адам Майнс.............. 318
§ 5.	Горнообогатительное предприятие Гриффит................. 322
§ 6.	Горнообогатительное предприятие Шерман.................. 323
§ 7.	Железорудные предприятия Британской Колумбии ....	324
Глава IX. Магнитнообогатительные фабрики Швеции, Финляндии
и Норвегии ...................................................  •	329
§ 1.	Магнитно обогатительные фабрики Швеции.................. 329
§ 2.	Магнитнообогатительные фабрики Финляндии................ 347
§ 3.	Магнитнообогатительные фабрики Норвегии................. 352
Глава X. Магнитнообогатительные фабрики разных зарубежных стран 358
Глава XI. Основные направления и перспективы развития технологии
обогащения магнетитовых руд....................................... 363
• § 1.	Стадиальные схемы обогащения......................... 363
§ 2.	Комбинированные схемы обогащения.......................  367
§ 3.	Бесшаровое измельчение............................... 369
§ 4.	Интенсификация процесса мокрой магнитной сепарации и обес-
'	шламливания ........................................... 370
§ 5.	Оборудование обогатительных фабрик.................... .	371
§ 6.	Оптимальная глубина обогащения магнетитовых руд . . .	374
§ 7.	Основные принципы технологической классификации магнети-
товых руд .................................................. 376
Список литературы .  ............................................   382
Евсиович Симон Гдальевич
Журавлев Сергей Иванович
ОБОГАЩЕНИЕ МАГНЕТИТОВЫХ РУД
Редактор издательства Е. А. Макрушина
Техн, редактор В. Л. Прозоровская
Переплет художниками. А. Петрова
Корректор Л. В. Сметанина
Сдано в набор 24/V 1971 г. Подписано в печать 6/XII 1971 г.
Т-20225. Формат 60 X 9О‘/и. Печ. л. 24,5. Уч.-изд. л. 25,95.
Бумага № 2. Индекс 1—3—1.	Заказ 478/3285—11.
Тираж 3000 экз. Цена 1 р. 54 к.
Издательство «Недра».
Москва, К-12, Третьяковский проезд, д. 1/19.
Ленинградская типография № 14
«Красный Печатник» Главполиграфпрома
Комитета по печати при Совете Министров СССР.
Московски^ др., 91.