Обгрунтування параметрів високоградієнтної магнітної сепарації окислених залізистих кварцитів

Размещено на http://www.allbest.ru/

Міністерство освіти і науки україни

Національний гірничий університет

Левченко Костянтин Анатолійович

УДК 622.778.3:622.341.12

Обгрунтування параметрів високоградієнтної магнітної сепарації окислених залізистих кварцитів

Спеціальність 05.15.08 “Збагачення корисних копалин”

Автореферат дисертації на здобуття наукового ступеня кандидата технічних наук

Дніпропетровськ - 2003

Дисертацією є рукопис.

Робота виконана на кафедрі збагачення корисних копалин Національного гірничого університету Міністерства освіти і науки України (м. Дніпропетровськ).

Науковий керівник - доктор технічних наук, профессор Туркеніч Олександр Михайлович, професор кафедри збагачення корисних копалин Національного гірничого університету Міністерства освіти і науки України (м. Дніпропетровськ).

Офіційні опоненти - доктор технічних наук, старший науковий співробітник Блюсс Борис Олександрович, завідувач відділу геодинамічних систем та вібраційних технологій інституту геотехнічної механіки НАН України (м. Дніпропетровськ), кандидат технічних наук, Ломовцев Лев Олексійович, заступник директора товариства з обмеженою відповідальністю “Центр технологічних досліджень” (м. Кривий Ріг).

Провідна установа - Криворізький технічний університет, кафедра збагачення корисних копалин, Міністерство освіти і науки України.

Захист дисертації відбудеться “ 28 ” листопада 2003 р. о 14 годині на засіданні спеціалізованої вченої ради Д 08.080.02 із захисту дисертацій при Національному гірничому університеті Міністерства освіти і науки України за адресою: 49027 м. Дніпропетровськ - 27, проспект К. Маркса, 19.

З дисертацією можна ознайомитися в бібліотеці Національного гірничого університету Міністерства освіти і науки України за адресою:

49027 м. Дніпропетровськ - 27, проспект К. Маркса, 19.

Автореферат розісланий 24 жовтня 2003 р.

ЗАГАЛЬНА ХАРАКТЕРИСТИКА РОБОТИ

магнітна сепарація залізистий кварцит

Актуальність теми. При розробці родовищ залізних руд на кожну тону магнетитових кварцитів попутно видобувається від 0,3 до 0,5 т окислених залізистих кварцитів. У відвалах гірничо-збагачувальних комбінатів на сьогоднішній день заскладовано понад 1,3 млрд. т окислених залізистих кварцитів. Для залучення їх у переробку розроблена двостадійна технологія магнітного збагачення з використанням високоградієнтного сепаратора, як основного устаткування. Однак ця технологія не дозволяє одержувати гематитові концентрати з масовою часткою заліза понад 60 - 61%, в той час, як конкурентоспроможний гематитовий концентрат повинен містити 64 - 65% заліза.

У зв'язку з вищевикладеним у дисертаційній роботі запропоноване вирішення актуальної науково-практичної задачі, яка полягає в обґрунтуванні параметрів гідромеханіки плину пульпи в робочій зоні сепаратора, кінетики процесу вилучення слабомагнітних рудних зерен і зростків і розробці технологічних рішень, що дозволять виділити частину гематитового концентрату з вмістом заліза, не меншим ніж 64%.

Дисертаційна робота виконана відповідно до тематичного плану науково-дослідних робіт Національного гірничого університету згідно з пріоритетним напрямком розвитку науки і техніки “Екологічно чиста енергетика і ресурсозберігаючі технології” за темою ГП - 238 “Дослідження закономірностей процесу накопичення і перерозподілу слабомагнітних рудних часток у матрицях з високоінтенсивними магнітними полями в умовах анізотропних ламінарних потоків”, з якої автор був відповідальним виконавцем (номер держреєстрації теми 0100U001800).

Мета роботи - розробка і обґрунтування технологічних рішень із вдосконалення магнітної схеми збагачення окислених залізистих кварцитів, яка б забезпечила виділення частини гематитового концентрату з вмістом заліза не менше 64%.

Для досягнення зазначеної мети в дисертації були поставлені і вирішені наступні задачі:

аналітичне дослідження процесу вилучення і утримання в магнітному полі гематитових частинок та розробка його математичної моделі для визначення раціональних технологічних параметрів високоградієнтної магнітної сепарації;

експериментальне дослідження впливу основних технологічних параметрів процесу високоградієнтної магнітної сепарації на показники збагачення;

розробка технологічних рішень із вдосконалення схеми збагачення окислених залізистих кварцитів, які дозволяють виділяти частину гематитового концентрату з вмістом заліза не менше 64%, та їх апробація в лабораторних і дослідно-промислових умовах.

Ідея роботи полягає у зміні плівкового режиму течії пульпи по поверхні пластин на суцільний плин пульпи в робочій зоні високоградієнтного магнітного сепаратора, яка створює умови витягу переважно рудних зерен, унаслідок чого підвищується якість концентрату.

Об'єкт дослідження - технологія високоградієнтної магнітної сепарації (ВГМС) окислених залізистих кварцитів.

Предмет дослідження - процес високоградієнтної магнітної сепарації окислених залізистих кварцитів.

Методи досліджень. При виконанні дисертаційної роботи використовувалися: аналітичні та експериментальні методи - для дослідження розподілу індукції магнітного поля та швидкості течії пульпи в зазорі високоградієнтного сепаратору і впливу технологічних параметрів ВГМС на показники збагачення; метод фізичного моделювання - для проведення замірів розподілу індукції магнітного поля; метод математичного моделювання - для розробки моделі процесу ВГМС з матрицею у виді рифлених пластин; методи математичної статистики - для апроксимації експериментальних результатів; лабораторна та дослідно-промислова апробація - для перевірки розроблених технологічних рішень.

Наукові положення, які захищаються в дисертації:

1) перехід у роторних сепараторах від плівкового до суцільного плину пульпи дозволяє відокремити багаті рудні зерна від бідних зростків за рахунок збільшення швидкості течії пульпи, шляху переміщення частинок до вершини виступів рифлень та дотичного напруження зсуву, яке виникає внаслідок дії потоку пульпи;

2) одержання концентрату із вмістом заліза понад 64% з окислених залізистих кварцитів методом ВГМС при суцільному плині пульпи досягається збільшенням в два рази навантаження за твердим та введенням в другій стадії збагачення операції перечищення магнітного продукту.

Наукова новизна отриманих результатів:

1) уперше досліджений механізм впливу потоку пульпи на слабомагнітні частки при їхньому утриманні на поверхні пластини чи шару матеріалу, який притягнувся, що дозволило розробити математичну модель процесу ВГМС при суцільному плині пульпи між рифленими пластинами;

2) уперше розроблений метод розрахунку траєкторії руху слабомагнітних частинок у робочій зоні високоградієнтного роторного сепаратора в залежності від напруженості магнітного поля, геометричних розмірів рифлених пластин, режиму плину пульпи та мінералого-гранулометричної характеристики збагачуваної сировини;

3) уперше виявлена екстремальна залежність між необхідним кроком виступів рифлених пластин, які використовуються у високоградієнтних магнітних сепараторах, і крупністю слабомагнітного матеріалу, що підлягає збагаченню.

Практичне значення результатів роботи полягає:

1) в розробці способу магнітного збагачення, в основу якого покладений розподіл потоків промивної води і пульпи живлення за прийомами сепарації, що дозволяє підвищити витяг металу на 2 - 4% при збереженні вмісту заліза в магнітних продуктах;

2) в удосконаленні схеми збагачення окислених залізистих кварцитів шляхом зміни режиму плину пульпи у високоградієнтному магнітному сепараторі, раціонального перерозподілу потоків пульпи і введення операції перечищення магнітних продуктів, що дозволило підвищити вміст заліза в концентраті до 64,2 - 64,7%.

Впровадження результатів роботи. Проведена на Криворізькому гірничо-збагачувальному комбінаті окислених руд (КГЗКОР) дослідно-промислова перевірка підтвердила доцільність запропонованих технологічних рішень з удосконалення схеми збагачення окислених залізистих кварцитів. Їх впровадження дозволяє виділити частину кінцевого концентрату з вмістом заліза понад 64%.

Достовірність наукових положень висновків і рекомендацій, підтверджується достатнім ступенем відповідності результатів теоретичних і експериментальних досліджень, який оцінювався з застосуванням методів математичної статистики; позитивними результатами дослідно-промислової перевірки технологічних рішень із вдосконалення магнітної схеми збагачення окислених залізистих кварцитів.

Особистий внесок здобувача полягає у формулюванні мети, наукової задачі; обґрунтуванні наукових положень досліджень; проведенні теоретичних і експериментальних досліджень; розробці математичної моделі процесу високоградієнтної магнітної сепарації з використанням матриці у вигляді рифлених пластин; розробці технологічних рішень із вдосконалення процесу магнітної сепарації окислених залізистих кварцитів.

Апробація результатів роботи. Основні положення і результати дисертації були доложені та отримали схвалення на конференції “Сучасний стан і перспективи розвитку техніки і технології магнітного збагачення руд і матеріалів” (м. Кривої Ріг, 1994 р.), на міжнародній конференції “Сучасні шляхи розвитку гірничого устаткування і технології переробки мінеральної сировини” (м. Дніпропетровськ, 1996 р.), на міжнародній науково-практичній конференції “Сучасні шляхи розвитку гірничого обладнання і технологій переробки корисних копалин” (м. Дніпропетровськ, 1997 р.), на наукових семінарах і засіданнях кафедри збагачення корисних копалин Національного гірничого університету (м. Дніпропетровськ, 1997-2002 рр.)

Публікації. Основні положення виконаних досліджень опубліковані в 9 друкованих працях, у тому числі: 5 робіт, опубліковані в фахових виданнях, 2 тези конференцій, 1 авторське свідоцтво та 1 стаття, опублікована у збірнику статей.

Структура й обсяг роботи. Дисертація складається з вступу, 5 розділів, висновків, списку використаних джерел з 78 найменувань і 3 додатків. Дисертація викладена на 127 сторінках тексту; містить 22 рисунка, 29 таблиць і додатки на 19 сторінках.

ОСНОВНИЙ ЗМІСТ РОБОТИ

У вступі обґрунтована актуальність дисертаційної роботи, сформульовані мета і задачі дослідження, об'єкт, предмет та ідея роботи, наукова новизна й основні результати, наведені наукові положення, які виноситься на захист, а також дані, що відносяться до апробації і публікації результатів досліджень.

У першому розділі проаналізовані відомі способи збагачення окислених залізних руд, найбільш перспективним з яких є високоградієнтна магнітна сепарація.

Для реалізації цього процесу розроблена велика кількість різних конструкцій сепараторів. Найбільше поширення за кордоном при збагаченні крупно- і середньовкраплених гематитових руд одержав роторний сепаратор “Джонса” ДР-317. Основним недоліком, цього сепаратору є застосування малого зазору між рифленими пластинами. Туркенічем О.М. розроблена теорія плівкового плину пульпи, яка дозволила збільшити ширину зазору між рифленими пластинами до 4 мм без зниження показників збагачення.

В Україні інститутами "Діпромашвугіллязбагачення", "Механобрчормет", ДГІ, ІГТМ АН України для збагачення руд з великим діапазоном магнітних властивостей розроблений роторний сепаратор 6ЕРМ-35/315, у якому реалізований принцип плівкового плину пульпи. З використанням даного сепаратору розроблена магнітна технологія збагачення окислених залізистих кварцитів, яка застосована на КГЗКОР і дозволяє одержувати залізорудні концентрати, що містять 60 - 61% заліза. Однак, концентрати такої якості в нинішніх економічних умовах не знаходять ринку збуту, що є однією з основних причин, яка стримує залучення окислених залізних руд в промислову переробку.

У напрямку підвищення якості концентрату, що одержують з окислених кварцитів, проводилися численні дослідження, результати яких відображені в роботах В.І. Кармазіна, Р.С. Улубабова, О.М. Туркеніча, З.Д. Ройзен, В.М. Малого, Л.Н. Лісянського, З.П. Армашової та інших авторів. У даних роботах показана можливість підвищення магнітним методом якості концентратів на 1 - 2%, що також явно недостатньо. Конкурентоспроможний гематитовий концентрат повинен містити 64,0 - 65,0% заліза, що за вмістом кремнезему відповідає магнетитовим концентратам з вмістом заліза 66 - 67%.

Загальним недоліком проведених досліджень з удосконалення магнітної схеми збагачення було те, що в магнітний продукт намагалися перевести весь промпродукт першої стадії збагачення, а плівковий режим плину, який реалізований у сепараторі, сприяв вилученню всіх слабомагнітних зерен, у тому числі і зростків.

Тому було поставлене питання про виділення магнітним методом частини концентрату, який містить не менш 64,0% заліза, відвальні хвости та промпродукт.

На підставі виконаного аналізу сформульовані задачі досліджень, вирішення яких дозволило досягти мети дисертації.

В другому розділі, згідно з першою поставленою задачею, досліджені умови вилучення слабомагнітних частинок у робочій зоні сепаратора й утримання їх на поверхні рифлених пластин при різному режимі плину пульпи, на основі чого розроблена математична модель розрахунку технологічних показників збагачення окислених залізистих кварцитів з використанням ВГМС.

Для прогнозування поводження частинок у кожнім елементі об'єму зони розподілу необхідно було визначити параметри магнітного поля і потоку пульпи.

Неможливість виконати виміри розподілу індукції магнітного поля в зазорі реального сепаратора через його малий розмір, обумовила необхідність виготовлення моделі матриці зі збільшеним кроком рифлень, на якій і виконувалися виміри. Отримані дані дозволили описати розподіл індукції магнітного поля в аналітичному вигляді на основі визначення магнітної маси рифлень. Середня відносна похибка між вимірними та обчисленими значеннями індукції складала 5 - 7%. На основі розподілу індукції магнітного поля (В) була обчислена пондеромоторна сила магніту . За умовою сталого руху частинок в достатньо малому проміжку магнітна сила тяжіння, яка діє на частки, та сила опору їх руху в горизонтальному перетині робочого зазору в напрямку виступу пластини рівні . На основі цих умов, швидкість руху частинок до вершини рифлень пластини визначається з рівняння:

,

де v - швидкість частки, м/с; 0 - магнітна стала, Гн/м; - питома магнітна сприйнятливість частки, м3/кг; ВgradB - пондеромоторна сила магніту, яка залежить від місця знаходження частинок в зазорі, тобто від координат х та у, Тл2/м; - динамічний коефіцієнт в'язкості, Нс/м2; d - еквівалентний діаметр частки, м; с - питома густина матеріалу, кг/м3.

За допомогою рівняння, яке отримав О.М. Туркеніч, було визначено швидкість течії пульпи у впадинах пластин роторних сепараторів при плівковому режимі плину.

На підставі теорії Прандтля одержане рівняння, за допомогою якого було визначене поле швидкостей при суцільному режимі плину пульпи:

,

де vТ - швидкість суцільного плину пульпи, м/с; g - прискорення вільного падіння, м/с2; R - гідравлічний радіус, м; i - кут гідравлічного нахилу; - безрозмірна універсальна стала (=0,4); д - зазор між рифленими пластинами, м; о - коефіцієнт кінематичної в'язкості, м2/с; х, у - координати точки, для якої визначається швидкість плину пульпи, м.

Після обчислення швидкості руху частинок, як в горизонтальному напрямку (під дією сили магнітного тяжіння), так і в вертикальному напрямку (частинки рухаються спільно з потоком пульпи), була знайдена при різному режимі плину пульпи ймовірність притягнення часток до вершини рифлень пластини сепаратора в залежності від крупності та магнітних властивостей. В таблиці 1 наведені значення імовірності притягнення частинок до вершини рифлень пластин при середній індукції магнітного поля 1,2 Тл.

Як видно з таблиці 1, імовірність притягнення зростків при плівковому режимі плину пульпи в 2 - 3 рази вище, ніж при суцільному. Це пов'язано не тільки з різним значенням швидкості плину, але і з тим, що основна частина матеріалу при плівковому плині пульпи притягується з меншої відстані, приблизно в 1,5 рази, ніж при суцільному. Не всі частинки, що притягнулися в режимі суцільного плину пульпи до виступу пластини, утримуються на ньому. Для того, щоб з'ясувати, які з частинок, що притягнулися, втримаються, необхідно було визначити дотичне напруження зсуву (ф0), що діє на частинку з боку потоку пульпи, і дотичне напруження тертя (фсд), що виникає при притягненні слабомагнітної частинки магнітним полем. Якщо ф0 > фсд, то частинки ковзають по поверхні пластини чи шару матеріалу, що притягнувся, і виносяться в немагнітний продукт.

Таблиця 1

Значення імовірності притягнення частинок при плівковому (чисельник) і суцільному (знаменник) режимі плину пульпи в зазорі між пластинами.

При плівковому режимі плину цей ефект відсутній, тому що частинки, концентруючись на вершинах виступів, виносяться з зони протікання пульпи (рис. 1).

Таким чином, перехід від плівкового режиму плину пульпи по поверхні пластин у роторному сепараторі до суцільного плину пульпи між рифленими пластинами створює умови вилучення переважно багатих рудних зерен у порівнянні зі зростками, в зв'язку з чим підвищується якість концентрату, з чого і випливає перше наукове положення.

На підставі усього вищевикладеного була розроблена математична модель процесу високоградієнтної магнітної сепарації, яка дозволила розрахувати очікувані показники збагачення з урахуванням властивостей сировини, параметрів робочого простору і режиму течії пульпи.

У третьому розділі за допомогою розробленої математичної моделі виконані дослідження впливу режиму течії пульпи та технологічних параметрів процесу високоградієнтної магнітної сепарації на показники збагачення окислених залізистих кварцитів.

Дослідження показали, що при плівковому режимі плину навіть зниження індукції на основних ярусах сепаратора до критичних значень, коли починає різко падати вилучення корисного мінералу, не дозволяє одержувати окислені.

Встановлено, що вміст заліза в магнітних продуктах ВГМС можливо підвищити на 3,4% лишень за умови переходу від плівкового до суцільного режиму плину пульпи в робочій зоні сепаратора (за інших рівних умов). Режим суцільного плину пульпи між рифленими пластинами сепаратора в другій стадії збагачення доцільно створювати шляхом збільшення в два рази навантаження за твердим в порівнянні з базовим, при цьому продуктивність сепаратора складає 100 т/годину, вміст твердого в живленні - 40%.

У четвертому розділі, для вирішення другої поставленої задачі, на лабораторній моделі сепаратора виконані експериментальні дослідження впливу основних технологічних параметрів високоградієнтної магнітної сепарації на результати збагачення.

Як було показано в другому розділі, одним з основних параметрів, що істотно впливає на вміст заліза в продуктах розподілу, є режим плину пульпи. При збільшенні об'ємного навантаження на сепаратор навантаження за твердим може залишатися постійним (змінюється вміст твердого в живленні) чи ж прямо пропорційно збільшуватися (вміст твердого в живленні постійний).

При навантаженні на сепаратор менш 90 м3/годину режим плину пульпи по поверхні пластин плівковий, а при навантаженні на сепаратор понад 150 м3/годину - пульпа тече суцільним потоком в зазорі між рифленими пластинами. Як видно з графіків, з метою одержання високоякісного концентрату суцільний режим плину необхідно створювати зміною навантаження за пульпою і за твердим при постійному вмісті вихідного матеріалу в живленні, при цьому вміст заліза в магнітних продуктах сепаратора підвищується на 2 - 4%.

В умовах роботи триярусного сепаратора оптимізація режиму промивання набуває особливого значення, оскільки в ньому немагнітний продукт і промивна вода верхнього ярусу змішуються і надходять, як живлення, на наступний ярус сепаратора. При лабораторному дослідженні процесу промивання розроблений спосіб магнітного збагачення і пристрій для його здійснення (а. с. №1545379), суть якого полягає в окремій подачі живлення і промивної води, коли промивна вода не змішується з пульпою і надалі служить для промивання магнітних продуктів наступних прийомів. Це дозволило підвищити густину живлення наступних ярусів і збільшити вилучення металу в концентрат на 2 - 4%.

Щоб показати значимість впливу параметра кроку рифлень пластин, були проведені дослідження як на окислених кварцитах Центрального гірничо-збагачувального комбінату, так і на бурозалізнякових рудах Лісаковського комбінату - сировини, яка близька за магнітними властивостями, але істотно відрізняється за гранулометричним складом. Дослідження показали, що вилучення корисного мінералу за інших рівних умов екстремально залежить від кроку рифлень пластин. Таким чином, при виборі кроку рифлень важливу роль відіграє гранулометрична характеристика сировини. Дана залежність була апроксимована степеневою функцією

,

де S - крок рифлень пластин, мм; Dсм - середній діаметр матеріалу, який підлягає магнітному збагаченню, мм.

Додаткові дослідження, проведені на іншій слабомагнітній сировині, такій як марганцеві руди, ільменіт- та гранатовміщуюча сировина, що відрізняються за гранулометричним складом, показали аналогічні результати в діапазоні крупності від 1,0 до 0,019 мм (коефіцієнт кореляції склав 0,98).

П'ятий розділ присвячений вирішенню третьої задачі дисертаційної роботи, а саме удосконаленню технології збагачення окислених залізистих кварцитів і її випробуванню в лабораторних і дослідно-промислових умовах.

Як було теоретично обґрунтовано в другому розділі та експериментально доведено в четвертому, одним з технологічних параметрів, який істотно впливає на якість магнітного продукту, є режим плину пульпи в робочому зазорі сепаратора, що визначається навантаженням за пульпою.

Таким чином, у другій стадії збагачення для підвищення вмісту заліза в магнітних продуктах високоградієнтного сепаратора 6ЕРМ-35/315 необхідно створити режим суцільного плину пульпи між рифленими пластинами шляхом збільшення навантаження за твердим при збереженні питомої густини пульпи. Однак режим суцільного плину не дозволяє одержувати кондиційні відходи, тому необхідно на третьому ярусі сепаратора зберегти режим плівкового плину пульпи. Дані технологічні рішення дозволили одержати відвальні відходи, промпродукт та гематитовий концентрат з вмістом заліза 63,3%. Така якість концентрату все ж однак залишалася незадовільною, тому було запропоновано виконати його перечищення. Це один з відомих шляхів підвищення якості магнітних продуктів при збагаченні магнетитових кварцитів. Тим паче, що при створенні суцільного режиму плину звільнилася частина сепаратора на першому і другому ярусах, які можна використати для перечищення магнітних продуктів. Зважаючи на те, що промпродукт (магнітний продукт третього ярусу) містить лише 57,8% заліза і одержати з нього високоякісний концентрат магнітним методом дуже важко, дозбагаченню підлягали лише магнітні продукти першого і другого ярусів.

Таким чином, для одержання гематитового концентрату з масовою часткою заліза понад 64% недостатньо створення суцільного плину пульпи в робочій зоні сепаратора. Необхідно введення операції перечищення магнітного продукту, з чого і випливає друге наукове положення. Розроблені технологічні рішення з вдосконалення схеми збагачення окислених залізистих кварцитів, а саме: створення суцільного режиму плину пульпи на першому і другому прийомах сепарації в другій стадії збагачення шляхом збільшення навантаження на сепаратор в два рази; створення плівкового режиму плину на третьому прийомі сепарації для виділення відвальних хвостів, завдяки перерозподілу потоку пульпи; перечищення магнітних продуктів першого і другого прийомів сепарації в режимі суцільного плину. Реалізація цих рішень дозволила виділити частину готового конкурентоспроможного гематитового концентрату, відвальні хвости та промпродукт, який потребує подальшого збагачення. За вдосконаленою схемою збагачення отримано в лабораторних умовах концентрат з окисленої частини руди, який містить 64,7% заліза при вилученні 28,8%. Даний концентрат за вмістом кремнезему еквівалентний магнетитовому концентрату, що містить 66 - 66,5% заліза. Загальний концентрат містить 65,7% Fe при вилученні 50,1%.

Проведена на Криворізькому гірничо-збагачувальному комбінаті окислених руд (КГЗКОР) дослідно-промислова перевірка підтвердила доцільність запропонованих технологічних рішень з удосконалення схеми збагачення окислених залізистих кварцитів, впровадження яких дозволило виділити частину кінцевого концентрату з вмістом заліза понад 64%.

ВИСНОВКИ

У дисертації, що є завершеною науково-дослідною роботою, поставлена і вирішена актуальна науково-практична задача, яка полягає в обґрунтуванні параметрів гідромеханіки плину пульпи в робочій зоні сепаратора, кінетики процесу вилучення слабомагнітних рудних зерен і зростків і розробці технологічних рішень з удосконалення схеми збагачення окислених залізистих кварцитів, що дозволили виділити частину гематитового концентрату з вмістом заліза не меншим ніж 64%.

Найбільш важливі наукові і практичні результати, висновки і рекомендації полягають у наступному:

1. В даний час у зв'язку зі скороченням відводу земель під відвали і збільшенням попутного видобутку окислених залізистих кварцитів, частка яких на ряді гірничо-збагачувальних комбінатів України досягає 15 - 30%, не втрачає актуальності питання залучення останніх у переробку. Для чого розроблена двостадійна технологія магнітного збагачення з використанням високоградієнтного роторного сепаратора, як основного устаткування. Однак, ця технологія не дозволяє одержувати гематитові концентрати з масовою часткою заліза понад 60 - 61%. Удосконалення технологічної схеми методами, які спрямовані на збагачення усього промпродукту першої стадії не дозволяють підвищити масову частку заліза в концентраті понад 63,0%, тому необхідно було розглянути питання виділення магнітним методом частини гематитового концентрату, що містить не менш 64,0% заліза.

2. На вміст заліза в продуктах розподілу високоградієнтного сепаратора, який використовує матрицю з рифлених пластин, істотно впливає режим плину пульпи в робочій зоні. Плівковий плин пульпи на поверхні пластин у робочому зазорі за рахунок виносу і концентрації магнітного продукту на вершинах рифлень поза зоною протікання пульпи створює умови вилучення всіх рудних зерен, у тому числі і зростків, що не дозволяє одержувати залізорудні концентрати, які містять понад 63% заліза. Суцільний режим плину пульпи створює умови переважного витягу багатих рудних зерен за рахунок збільшення шляху руху зерен до вершини виступу і зменшення часу перебування частинок у робочій зоні сепаратора внаслідок збільшення швидкості плину пульпи, а також за рахунок існування дотичного напруження зсуву, дія якого зумовлена потоком пульпи.

Для отримання максимального приросту вмісту заліза в магнітних продуктах суцільний режим плину пульпи в сепараторі необхідно створювати шляхом збільшення навантаження, як за пульпою, так і за твердим.

Для одержання гематитового концентрату із вмістом заліза понад 64,0% не достатньо однієї зміни режиму протікання пульпи через зазори сепаратора, необхідно ще введення операції перечищення магнітних продуктів на тих же умовах плину пульпи.

5. Підвищення густини живлення ярусів сепаратора шляхом розділення потоків пульпи і промивної води при плівковому режимі плину, дозволяє підвищити на 2 - 4% вилучення металу в концентрат.

6. Крок рифлень пластин сепаратора, при якому вилучення корисного мінералу максимальне, залежить від крупності слабомагнітної сировини, що підлягає збагаченню. Дана залежність апроксимується степеневим рівнянням , для якого коефіцієнт кореляції в межах крупності від 19 мкм до 1 мм складає 0,98.

Результати дослідно-промислової перевірки запропонованих технічних рішень в умовах КГЗКОРу підтвердили можливість одержання частини гематитового концентрату з вмістом заліза не менше 64,0%.

Основні положення та результати дисертації опубліковано в роботах:

Повышение качества гематитового концентрата за счет изменения гидромеханики сепаратора 6ЭРМ-35/315 / К.А. Левченко, А.М. Туркенич, Л.А. Шатова, В.В. Дементьев // Збагачення корисних копалин. - Дніпропетровськ: НГАУ. 2002. Вип. 15(56). - С. 83 - 89.

Особенности обогащения бурожелезняковых оолитовых руд на высокоградиентном сепараторе / К.А. Левченко, Л.Ф. Мостипан, Р.С. Улубабов, В.В. Дементьев // Збагачення корисних копалин. - Дніпропетровськ: НГАУ. 2001. Вип. 13(54). - С. 78 - 83.

Производство конкурентоспособного железорудного концентрата из окисленных железистых кварцитов / К.А. Левченко, Р.С. Улубабов, В.В. Дементьев, Л.А. Шатова // Збагачення корисних копалин. - Дніпропетровськ: НГАУ. 1999. Вип. 4(45). - С. 118 - 120.

Дементьев В.В., Левченко К.А., Шатова Л.А. Технология обогащения окисленных железистых кварцитов с выделением части готового концентрата в первой стадии обогащения // Збагачення корисних копалин. - Дніпропетровськ: НГАУ. 2001. Вип. 9(50). - С. 42 - 46.

Дементьєв В.В., Левченко К.А., Шатова Л.А. Исследование возможности применения роторных сепараторов с пластинчатой матрицей для переработки марганцевых шламов // Вибрации в технике и технологиях. - 1998. - №4. - С. 83 - 84.

Повышение качества концентрата магнитного обогащения окисленной руды / В.И. Кармазин, З.Д. Ройзен, Л.Ф. Мостипан, К.А. Левченко // Пути повышения качества концентратов руд черных металлов. - М.: Недра, 1988. - С.39-44.

Способ обогащения слабомагнитных руд и устройство для его осуществления: А.с. № 1545379 СССР, МКИ В03С 1/10 / В.И. Кармазин, Р.С. Улубабов, Л.Ф. Мостипан, З.Д. Ройзен, К.А.Левченко, В.В. Дементьєв (СССР). - №4406006/31-03; Заявлено 08.04.88.

Савлук Е.Н., Дементьев В.В., Левченко К.А. Повышение качества гранатового концентрата методом высокоградиентной магнитной сепарации // Тезисы междунар. конф. “Современные пути развития горного оборудования и технологий переработки минерального сырья”. - Днепропетровск: ГГАУ. - 1996. - С. 83.

Пути повышения технологических показателей обогащения окисленных железных руд / К.А. Левченко, В.В. Дементьєв, Е.Н. Савлук, Л.А. Шатова // Тези міжнар. конф. “Сучасні шляхи розвитку гірничого обладнання і технологій переробки корисних копалин”. - Дніпропетровськ: ДГАУ. - 1997. - С. 87 - 88.

Особистий внесок автора у роботах, написаних у співавторстві: 1 формулювання мети, виконання теоретичних та експериментальних досліджень, обґрунтування технологічних параметрів схеми збагачення; 2, 5, 6, 8 постановка задач, проведення експериментальних досліджень, аналіз отриманих результатів; 3, 4 дослідження режимних параметрів сепаратора 6ЭРМ-35/315 при збагаченні окислених залізистих кварцитів, обґрунтування технологічних параметрів схеми збагачення; 7 формулювання ідеї, обґрунтування відмінних ознак та новизни; 9 проведення експериментальних досліджень, обґрунтування конструктивних параметрів робочої зони сепаратора.

Анотація

Левченко К.А. Обгрунтування параметрів високоградієнтної магнітної сепарації окислених залізистих кварцитів. - Рукопис.

Дисертація на здобуття вченого ступеня кандидата технічних наук за спеціальністю 05.15.08 - “Збагачення корисних копалин”. - Національний гірничий університет, Дніпропетровськ, 2003.

Проведений порівняльний аналіз досліджень з удосконалення схем магнітного збагачення окислених залізистих кварцитів з метою підвищення якості концентрату. Показано, що за рахунок зміни течії пульпи між рифленими пластинами сепаратора, як основного устаткування магнітної технології, можливо підвищити вміст заліза в концентраті.

Виконаними дослідженнями показано, що суцільний режим плину пульпи в робочій зоні сепаратора створює умови переважного витягу багатих рудних зерен за рахунок збільшення шляху руху зерен до вершини виступу і зменшення часу перебування частинок в робочій зоні внаслідок збільшення швидкості плину пульпи, а також за рахунок існування дотичного напруження зсуву, дія якого зумовлена потоком пульпи. Розроблена математична модель високоградієнтної магнітної сепарації на рифлених пластинах

Запропоновані технологічні рішення із вдосконалення магнітної схеми збагачення окислених залізистих кварцитів, які полягають в створенні суцільного режиму плину пульпи на першому і другому прийомах сепарації в другій стадії збагачення шляхом збільшення навантаження на сепаратор в два рази; формуванні плівкового режиму плину на третьому прийомі сепарації, завдяки перерозподілу потоку пульпи; перечищенні магнітних продуктів першого і другого прийомів сепарації в режимі суцільного плину пульпи. Застосування цих рішень дозволяє виділити до 17% гематитового концентрату з вмістом заліза 64,2 - 64,7%, відвальні хвости та промпродукт, який містить 57% заліза і потребує подальшого збагачення іншими методами.

Ключові слова: високоградієнтна магнітна сепарація, окислені залізисті кварцити, напруженість магнітного поля, плівковий та суцільний режим течії пульпи, технологічна схема збагачення.

Аннотация

Левченко К.А. Обоснование параметров высокоградиентной магнитной сепарации окисленных железистых кварцитов. - Рукопись.

Диссертация на соискание ученой степени кандидата технических наук по специальности 05.15.08 - "Обогащение полезных ископаемых". - Национальный горный университет, Днепропетровск, 2003.

Приведен сравнительный анализ исследований по усовершенствованию схемы магнитного обогащения окисленных железистых кварцитов с целью повышения качества концентрата. Основным оборудованием магнитной технологии является високоградиентный роторный сепаратор 6ЭРМ-35/315. Пленочное течение пульпы по поверхности пластин, реализованное в данном сепараторе, за счет выноса и концентрации магнитного продукта на острие рифлений пластин, вне зоны протекания пульпы, создает условия извлечения всей рудной фазы, в том числе и сростков. Поэтому при пленочном режиме течения невозможно получить железорудный концентрат, содержащий свыше 63% железа. Однако в зазоре между рифлеными пластинами возможно создать сплошной режим течения пульпы. Этот режим создает условия преимущественного извлечения богатых рудных зерен за счет увеличения пути движения частиц к вершине выступа и уменьшения времени их нахождения в рабочей зоне сепаратора вследствие увеличения скорости течения пульпы. Кроме того, не все извлеченные частицы удерживаются на острие зуба, так как на них при сплошном течении пульпы действует касательное напряжение сдвига, вызываемое потоком пульпы.

Разработана математическая модель процесса высокоградиентной магнитной сепарации на рифленных пластинах. Модель рассчитывает распределение между рифленными пластинами напряженности магнитного поля, пондеромоторной силы магнита и определяет направление ее действия, параметров течения пульпы. На основе этих величин она позволяет определить траекторию движения слабомагнитных частиц, вероятность их извлечения и удержания на вершине выступов, проследить динамику заполнения пластины магнитным продуктом и рассчитать ожидаемые технологические показатели в зависимости от свойств исходного материала, параметров рабочей зоны сепаратора и режима течения пульпы.

Теоретически и экспериментально доказано, что замена пленочного режима течения пульпы по поверхности рифленных пластин на сплошной режим течения между пластинами роторного сепаратора во второй стадии обогащения позволяет на 2 - 3% повысить качество магнитного продукта. Оптимальным является вариант, когда нагрузка по твердому увеличена в два раза по сравнению с базовой, при этом производительность сепаратора составляет 100 т/час, содержание твердого в питании - 40%.

Лабораторные исследования показали, что для выделения гематитового концентрата содержащего свыше 64,0% железа недостаточно одного изменения режима протекания пульпы в рабочей зоне сепаратора, необходимо еще введение операции перечистки магнитных продуктов.

Разработаны технологические решения по усовершенствованию магнитной схемы обогащения окисленных железистых кварцитов, которые заключаются: в создании сплошного режима течения пульпы на первом и втором приемах сепарации во второй стадии обогащения для повышения качества магнитных продуктов; в формировании пленочного режима течения пульпы на третьем приеме сепарации за счет перераспределения потока пульпы для получения отвальных хвостов; во введении операции перечистки магнитных продуктов первого и второго приема сепарации в режиме сплошного течения пульпы. Эти технологические решения позволяют получить до 17% гематитового концентрата с содержанием железа 64,7%, отвальные хвосты и промпродукт, который нуждается в дальнейшем дообогащении другими методами.

Опытно-промышленная проверка, проведенная на КГОКОРе, подтвердила целесообразность предлагаемых технологических решений по усовершенствованию схемы обогащения окисленных железистых кварцитов. Их внедрение позволяет выделить часть гематитового концентрата с содержанием железа не менее 64,0%.

Ключевые слова: высокоградиентная магнитная сепарация, окисленные железистые кварциты, напряженность магнитного поля, пленочный и сплошной режим течения пульпы, технологическая схема обогащения.

AbstractS

Levchenco C.A. The substantiation of high-gradient magnetic separation of the oxidized ferruginous quartzite. - Manuscript.

Dissertation on graduation an academic degree of candidate of engineering sciences on specialty 05.15.08 - “Mineral processing”. - National Mining University, Dnepropetrovsk, 2003.

Comparative analysis of researches on improvement of magnetic flow sheet for the oxidized ferruginous quartzite for improving concentrate quality is carried out. It was shown, that it is possible to increase the iron content in concentrate by changing of pulp flow mode between the fluted plates of separator (as a basic equipment of magnetic technology).

The fulfilled have shown that the continuous mode of pulp flow in the separator working zone creates the conditions for preferred extraction of rich ore particles due to increase of path of particles motion to the top of the ledge and to reduction of time of particle being in working zone as a result of increase of pulp flow velocity and also due to existence of tangent shift tension which action is conditioned by pulp stream.

We had offered technological solutions for development of oxidized ferruginous quartzite magnet processing flow sheet which are creating of continuous pulp flow mode in first and second separation draughts of second stage of separation by increasing of separator loading twice, forming of membranous flow mode on third draught of processing by repartition of pulp flow, cleaning of first and second draught magnet products under continuous pulp flow mode. Using of conclusions let us get up to 17% of hematite concentrate containing 64,2 - 64,7% of iron, dump tails and industrial products containing 57% of iron and needing further processing.

Размещено на Allbest.ru