Особливості технології отримання залізорудного концентрату з низькою масовою часткою кремнезему

Размещено на http://www.allbest.ru/

МІНІСТЕРСТВО ОСВІТИ І НАУКИ УКРАЇНИ

КРИВОРІЗЬКИЙ ТЕХНІЧНИЙ УНІВЕРСИТЕТ

УДК 622.755

Спеціальність 05.15.08 - Збагачення корисних копалин

АВТОРЕФЕРАТ

дисертації на здобуття наукового ступеня кандидата технічних наук

Особливості технології отримання залізорудного концентрату з низькою масовою часткою кремнезему

Кравцов Євген Миколайович

Кривий Ріг - 2006

Дисертацією є рукопис.

Роботу виконано на кафедрі збагачення корисних копалин Криворізького технічного університету Міністерства освіти і науки України.

Науковий керівник - кандидат технічних наук, доцент Олійник Тетяна Анатоліївна, завідувач кафедри збагачення корисних копалин Криворізького технічного університету Міністерства освіти і науки України.

Офіційні опоненти: -доктор технічних наук, професор Туркеніч Олександр Михайлович, Дніпропетровський національний гірничий університет, професор кафедри збагачення корисних копалин;

доктор технічних наук, професор, Полулях Олександр Данилович, Інститут УкрНДІ вуглезбагачення, начальник науково-дослідного відділу вдосконалення технологій і схем вуглезбагачувальних фабрик.

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

Захист відбудеться “11” жовтня 2006 р. об 11 годині на засіданні спеціалізованої вченої ради Д09.052.03 у Криворізькому технічному університеті за адресою: 50002, м. Кривий Ріг, вул. Пушкіна, 37, ауд. 300.

З дисертацією можна ознайомитися у бібліотеці Криворізького технічного університету за адресою: 50002, м. Кривий Ріг, вул. Пушкіна, 37.

Автореферат розіслано “8” вересня 2006 р.

Вчений секретар спеціалізованої вченої ради Д 09.052.03кандидат технічних наук, доцент Тиханський М.П.



ЗАГАЛЬНА ХАРАКТЕРИСТИКА ДИСЕРТАЦІЙНОЇ РОБОТИ

Актуальність теми. Сьогодні гостро стоїть питання отримання високоякісних концентратів, які є основною сировинною базою для виробництва магнітом'яких і магнітотвердих феритів. Обсяги випуску і застосування феритових магнітів стають одними з показників, що характеризують загальний технічний рівень розвитку промисловості країни. У той же час Україна, що має всі можливості, не використовує природну сировину для виробництва феритів та на сьогоднішній день не виробляє високоякісний залізорудний концентрат, а завозить його з-за кордону. Україна постала перед реальним фактором відставання по випуску феритових магнітів не тільки від високорозвинених, але і від країн, що розвиваються, куди в останні роки почав зміщуватися центр феритового виробництва. Цінність залізорудного концентрату для виробництва феритів визначається не тільки масовою часткою заліза, але і складом рудних мінералів, а також шкідливих домішок таких як марганець, титан, фосфор, сірка, кальцій, магній, кремнезем, лужні метали. Потреба в оксидах заліза в Україні складає на сьогоднішній день понад 20 тис. т. Досить перспективною сировиною для виробництва ферито-стронцієвих і ферито-барієвих магнітів є окислені залізні руди - мартити, запаси яких великі на діючих і більш глибоких горизонтах шахт Кривбасу.

Для забезпечення випуску основного компонента при виробництві феритів - залізорудного концентрату з окислених залізних руд, необхідні нові технології рудопідготовки і збагачення.

Виходячи з вищевикладеного, в дисертаційній роботі запропоноване рішення актуальної наукової задачі, яка полягає у визначенні нових закономірностей процесу вибіркового руйнування руд, теоретичному аналізі, що є основою технологічних рішень по отриманню залізорудного концентрату з низькою масовою часткою кремнезему .

Зв'язок із державними програмами, планами, темами науково-дослідних робіт. Актуальність дисертаційної роботи також полягає в тому, що теоретичні розробки й отримані практичні результати виконані в межах науково-дослідних робіт Міністерства промислової політики України: "Дослідження нових принципів і апаратури, що дозволяють отримати високоякісний залізорудний концентрат з окислених кварцитів Кривбасу" (№ держ. реєстрації 0103U007478). "Розробка й освоєння технологічних схем збагачення окислених залізистих кварцитів Кривбасу" (№ держ. реєстрації 0105U003725).

При виконанні науково-дослідних робіт дисертант був відповідальним виконавцем. Розроблення методики досліджень, теоретичні, лабораторні й укрупнені випробування, на основі яких розроблена технологія отримання залізорудного концентрату з масовою часткою кремнезему менше 0,3 % з окислених залізних руд підземного видобутку проведені з особистою участю автора роботи.

Мета та завдання досліджень. Основною метою дисертаційної роботи є виявлення особливостей для отримання високоякісного залізорудного концентрату з використанням нової технологічної схеми вибіркової рудопідготовки та збагачення.

Для досягнення поставленої мети вирішувалися такі завдання:

- вивчення особливостей мінерального складу і фізичних властивостей окремих мінеральних різновидів окислених залізних руд підземного видобутку Кривбасу для забезпечення вибіркової підготовки;

- розроблення математичної моделі вибіркового руйнування рудної сировини при високому ступені розкриття мінеральних зерен;

- дослідження умов ефективного гравітаційного збагачення багатих окислених залізних руд підземного видобутку Кривбасу;

- розроблення схеми промислової установки отримання залізорудного концентрату з низькою масовою часткою кремнезему.

Ідея роботи полягає у встановленні й використанні взаємозв'язків і закономірностей руйнування з процесом вибіркової рудопідготовки та технологією збагачення.

Об'єкт дослідження - технологія отримання залізорудного концентрату з низькою масовою часткою кремнезему.

Предмет дослідження - закономірності процесу вибіркового руйнування рудних мінеральних зерен окислених залізних руд, з урахуванням міцністних властивостей рудних і нерудних мінералів.

Методи досліджень. Методологічною основою в теоретичних дослідженнях руйнування рудних мінералів і виділення перед збагаченням зернистих нерудних мінералів і зростків використано основні положення фізики твердого тіла. рудний мінеральний залізний збагачення

При проведенні досліджень використовувалися такі методи: аналітичний - для отримання рівнянь, що описують процес вибіркового руйнування мінеральних зерен; фізичне моделювання - для вивчення структури грудок рудних і нерудних мінералів, збагачення рудної сировини при лабораторних і укрупнених дослідженнях; хімічний, спектральний і гравітаційний аналізи вихідної руди, продуктів збагачення при експериментальних дослідженнях; математичне впровадження результатів досліджень при видачі вихідних даних для розроблення техніко-економічного обґрунтування (ТЕО) будівництва установки отримання високоякісного концентрату з низькою масовою часткою кремнезему.

Наукова новизна отриманих результатів:

- уперше сформульовані й узагальнені фізичні закономірності вибіркового руйнування окислених залізних руд (на стиск і розтягнення), що дозволило встановити комплекс співвідношень, які пов'язують параметри подрібнення і розкриття мінеральних зерен;

- уперше виявлені особливості виділення неподрібнених нерудних зерен і зростків перед збагачувальним переділом, що забезпечує високий ступінь розкриття рудних зерен (до 80-85%) і подальше отримання високоякісного залізорудного концентрату;

- уперше запропонована математична модель вибіркового руйнування окисленої залізної руди, у якій встановлено взаємозв'язок сили притиснення пружин рухливого валка дробарки з міцністними характеристиками рудних і нерудних мінеральних зерен; запропонований раціональний режим роботи валкової дробарки, який реалізовано з високою ефективністю в технологічному процесі підготовки залізорудної сировини і використовується для отримання концентрату з масовою часткою кремнезему менше 0,3 %.

Обґрунтування і достовірність наукових положень, висновків і рекомендацій підтверджується достатнім обсягом статистичного матеріалу, збіжністю теоретичних і експериментальних даних при коефіцієнті множинної кореляції не менше 0,9, а також позитивними результатами при укрупненому випробуванні розробленої технології отримання високоякісного залізорудного концентрату.

Наукове значення роботи полягає в тому, що встановлено нові закономірності вибіркового руйнування рудної маси перед збагаченням, виділенням у непродуктивну фракцію зернистої частини і за допомогою гравітаційного розділення отримано високоякісний залізорудний концентрат з масовою часткою кремнезему менше 0,3%.

Практичне значення отриманих результатів.

Розроблена математична модель процесу вибіркового руйнування окисленої залізної руди у валковій дробарці дозволяє з високим ступенем вірогідності прогнозувати виділення зернистих нерудних мінеральних зерен перед збагаченням, визначити оптимальні режими рудопідготовки і збагачення залізорудної сировини. На основі науково-технічного обґрунтування розроблена технологія збагачення окислених залізних руд, упровадження якої на дробильно-сортувальній фабриці шахти "Гвардійська" забезпечить отримання 3 тис. т залізорудного концентрату з масовою часткою кремнезему менше 0,3 %. Очікуваний річний економічний ефект від упровадження результатів дисертаційної роботи складе 12,637 млн. грн./рік.

Матеріали дисертаційної роботи використані при складанні навчальних робочих програм по дисциплінах "Підготовчі процеси збагачення", "Гравітаційні методи збагачення" для студентів спеціальності 7.090302 у Криворізькому технічному університеті.

Особистий внесок автора в розроблення наукових результатів, винесених на захист, полягає у формуванні мети, ідеї, наукових положень і завдання досліджень, теоретичному й експериментальному обґрунтуванні високоефективної вибіркової рудопідготовки і збагачення окислених залізних руд. Експериментальні дослідження, а також підготовка і видача вихідних даних для розроблення ТЕО проекту отримання залізорудного концентрату з низькою масовою часткою кремнезему.

Апробація результатів дисертації. Основні положення дисертаційної роботи доповідалися і обговорювалися на ІІ-V конгресах збагачувальників країн СНД (м. Москва, 1999, 2001, 2003, 2005 р.р.), на технічних нарадах науково-виробничої фірми акціонерного товариства "Ферокерам", на Міжнародній науково-технічній конференції "Теория и практика производства чугуна" (м. Кривий Ріг, 2004 р.), Міжнародній науково-технічній конференції "Сталий розвиток гірничо-металургійної промисловості" (м. Кривий Ріг, 2004, 2005, 2006 р.р.), четвертому міжнародному симпозіумі "Качество-2005" (м. Алушта, смт. Партеніт, 2005 р.).

Публікації. За результатами виконаних досліджень опубліковано 10 наукових статей, у тому числі 7 статей у фахових виданнях і 1 тези доповіді, отримано 2 патенти України.

Структура та обсяг роботи. Дисертаційна робота складається зі вступу, п'яти розділів, висновків, списку використаних літературних джерел із 127 найменувань і 6 додатків.

Робота викладена на 107 сторінках основного тексту, включає 35 рисунків, 20 таблиць і додатки на 8 сторінках.



ОСНОВНИЙ ЗМІСТ РОБОТИ

У вступі обґрунтована актуальність теми дисертаційної роботи, сформульовані мета й завдання досліджень, визначено об'єкт, предмет та ідею роботи, відображено наукову новизну й основні результати, що виносяться на захист, а також дані про апробацію й публікації досліджень.

У першому розділі проведено аналіз в галузі технології перероблення залізорудної сировини для отримання концентрату, який можна використовувати для виробництва феритів.

У результаті аналізу сучасного стану питання встановлено, що у світовій практиці зберігається тенденція до розширення галузей застосування магнітів з високою коерцитивною силою, а також збільшення випуску металевих порошків і порошкових виробів з них. Сировиною для виробництва феритів є прокатна окалина і високоякісні залізорудні концентрати.

В останні роки феритам, виготовленим з порошків оксидів заліза, почали приділяти велику увагу, тому що їхні властивості важливі при виробництві радіоелектронної й обчислювальної техніки. Такі оксиди як Fe3O4 (магнетит) і бFe2O3 (гематит), які є складовою частиною природних руд, а також що одержуються хімічним шляхом, широко застосовуються як магнітні компоненти при виробництві феритів.

Основними найбільшими світовими виробниками оксидів заліза з постачанням продукції на ринок є: фірма "Hoganas", (Швеція), фірма "Квебек метл паудерс" (Канада) і "Кобе сейкосе" (Японія).

Для розроблення технології виробництва феритів (барієвих, стронцієвих) у країнах СНД провідними науково-дослідними фірмами є "Ферит", "Домен", АТЗТ "Російська феритова компанія", НПП "Гюстс" (Росія); НВФ "Ферокерам" (Україна).

Світовий попит на надчисті оксиди заліза для виробництва феритів швидко зростає. В Україні отримання залізних порошків базується на використанні прокатної окалини або імпорті сировини із-за кордону. Мінливість хімічного складу окалини через наявність шкідливих домішок кольорових, важких металів, включень сірки, фосфору, вуглецю обмежують галузь застосування порошків.

Перспективною природною сировиною для виробництва залізних порошків і різних видів феритів є високоякісні залізорудні концентрати, отримані із окислених залізних руд. Для виробництва таких концентратів потрібне удосконалення традиційних технологій рудопідготовки і збагачення, а також підбір спеціальної сировини.

Великий внесок в удосконалювання технології, техніки підготовки і розподілу залізорудної сировини внесли: В.І. Ревнивцев, Г.С. Ходаков, В.М. Шохін, О.М. Туркенич, С.Ф. Шинкаренко, С.Б. Леонов, В.О. Чантурія, В.А. Конєв, Г.В. Губін, М.М. Бережний, М.І. Сокур, В.І. Кармазин, В.В. Кармазин, П.І. Пілов, П.Е. Остапенко, В.В. Товаров, Л.Ж. Горобець, О.Д. Полулях, Л.О. Ломовцев, М.К. Воробйов, О.І. Дзюба, М.К. Кравцов, В.І. Ростовцев, А.А. Ширяєв, П.О. Усачов, П.І. Зеленов, О.Ю. Антипов, Я. Воля, Антоні Чепела, Анжей Малхарек, Р.Ю. Ротс, А.С. Бахай, Д. Россі та ін.

В інституті Механобрчормет для отримання залізорудних концентратів з мінімальною масовою часткою кремнезему випробувані різноманітні типи руд і їхні суміші.

З окислених залізних руд родовищ КМА і підземного видобутку Кривбасу за магнітно-гравітаційною технологією в лабораторних умовах отримані концентрати з масовою часткою кремнезему 0,3-0,35 %. Після флотаційного дозбагачення цього концентрату масова частка кремнезему знижена до 0,2 %, а після спікання із содою і наступного вилуговування сірчаною кислотою масова частка кремнезему складала 0,1 %. Традиційні способи рудопідготовки і збагачення, а також хімічне вилуговування забезпечують отримання концентрату з масовою часткою кремнезему понад 0,2-0,35 %. За технічними умовами на сировину для виробництва порошків вищих марок масова частка кремнезему не повинна перевищувати 0,10-0,17 %, а для виробництва магнітнотвердих матеріалів - менше 0,3 %.

За магнітною схемою збагачення отримували магнетитовий концентрат з масовою часткою заліза 71,4 % і кремнезему 0,7 %. Флотаційне дозбагачення забезпечувало зниження вмісту кремнезему до 0,36-0,38 %.

Виділити чистіші концентрати в напівпромислових умовах методами механічного збагачення при класичній рудопідготовці дотепер не вдавалося.

На нових збагачувальних фабриках США, Швеції для отримання надчистих концентратів вихідну руду не подрібнюють у млинах, а проводять її обдирання в спеціальних апаратах, тим самим видаляючи налиплі дисперсні частинки породи при подрібненні.

Для отримання надчистих концентратів застосовують переважно два варіанти технологічних схем з електросепарацією і мокрим магнітним збагаченням із флотаційним доведенням чорнового концентрату.

Аналіз тенденцій підвищення якості залізорудних концентратів на закордонних збагачувальних фабриках показує, що вони близькі до тих напрямків, які мають місце в Україні і країнах СНД, і тому в деякій мірі можуть бути використані для удосконалення технології збагачення залізорудної сировини, як основної сировини для виготовлення феритів. Але застосування як у закордонній, так і у вітчизняній практиці класичної схеми рудопідготовки не вирішує задачу отримання залізорудного концентрату з масовою часткою кремнезему менше 0,3%.

Встановлено, що при цих способах рудопідготовки отримати залізорудний концентрат з низькою масовою часткою кремнезему в промислових умовах механічними методами збагачення проблематично. У зв'язку з цим, необхідно досліджувати інші технічні рішення ефективного збагачення багатих окислених залізних руд підземного видобутку Кривбасу і на цій основі розробити схему промислової установки отримання залізорудного концентрату з масовою часткою кремнезему менше 0,3 %.

За результатами аналізу сформульовані завдання дослідження, рішення яких дозволяє досягти мети дисертації.

У другому розділі відповідно до першого поставленого завдання на основі хімічного, спектрального, ситового та фракційного аналізів виявлені та вивчені особливості окислених залізних руд підземного видобутку Кривбасу, а також викладена методика теоретичних та експериментальних досліджень.

За речовинним складом окислені залізні руди представлені мартитовими і гематит-мартитовими різновидами (синька). Масова частка заліза в цих рудах складає від 60 до 67 %.

Особливістю багатих окислених залізних руд підземного видобутку є їх висока пористість (до 30-35 %). Коефіцієнт тривкості рудних мінералів за шкалою М.М. Протодьяконова не перевищує 7-8, а зцементованих ділянок із включенням вміщуючих порід (кварцу) досягає 2-3.

Основним рудним мінералом є мартит, рідше - гідроксиди заліза (гетит, гідрогетит). Нерудними мінералами є кварц, іноді силікати (хлорит, каолініт, серпентин), у невеликих кількостях можуть бути присутніми карбонати (сидерит, доломіт).

Шкідливі домішки сірки і фосфору можуть привноситися піритом і апатитом. Масова частка сірки в рудах складає 0,0011-0,049 %, а фосфору - від 0,019 % до 0,087 %.

Кварц по генетичному визначенню зустрічається в рудах як первинним (метаморфічним), так і вторинним (цементаційним). Первинний кварц представлений у вигляді зерен крупністю від 0,1 до 1,2 мм, а цементаційний кварц утворює зерна від 0,2 до 1,5 мм.

Запаси багатих окислених залізних руд з масовою часткою заліза 65 % і вище складають близько 2,5 млн. т по кожному поверху, а до глибини 1500 м таких руд у Кривбасі знаходиться понад 12,0 млн. т.

Гематито-мартитові різновиди окислених залізних руд шахт "Гвардійська", "Батьківщина", "Північна" неоднорідні за мінеральним і хімічним складом і досить сипучі.

Враховуючи особливості окислених залізних руд, де в більшій мірі зосереджені їхні запаси, були відібрані представницькі проби багатих руд шахти "Гвардійська" з масовою часткою заліза 67,18 %, шахти " Батьківщина " з масовою часткою заліза 64,0 % і шахти "Північна" з масовою часткою заліза 65,1 %.

Пухкі пористі руди (синька) характеризуються високим ступенем природного розкриття рудних зерен.

Встановлено, що за фізичними властивостями рудні мінерали різко відрізняються від нерудних мінералів і залежать від морфології індивідів і агрегатів, що може бути використано при розробленні технології рудопідготовки і для наступного збагачення багатих окислених залізних руд.

Дослідження технології рудопідготовки вибіркового дроблення і подальшого збагачення окислених залізних руд проводилися як на лабораторних установках, так і в укрупнених у безперервному режимі. В експериментальних лабораторних дослідженнях використовувались існуючі та нові методи досліджень, стенди й установки, створені автором.

Для вибору найбільш ефективної технології підготовки руди, яка забезпечує високий ступінь розкриття рудних мінеральних зерен, застосовувалися лабораторний млин 40-А-Мл, стержневий млин МСЦ-14, валкова дробарка ДВГ, резонансний грохот, концентраційний стіл СКЛ-1.

Для якісного і кількісного контролю вихідної руди, продуктів рудопідготовки і збагачення використовувався атомно-абсорбційний спектрометр "СПЕКТР-5-3". Крім різних способів дисперсійного аналізу в роботі використовувався рентгеноструктурний аналіз, електронна мікроскопія. Кожний з цих методів застосовувався відповідно до конкретних завдань досліджень.

Оцінка результатів збагачення здійснювалася за критерієм ефективності Ханкока-Луйкена.

У третьому розділі з метою дослідження технологічних рішень кінетики вибіркового руйнування окисленої залізної руди в валковій дробарці виконано теоретичне обґрунтування цього процесу та отримана математична модель.

Теоретичний розгляд основних закономірностей подрібнення було розпочато з вивчення еволюції деформування і руйнування окислених залізних руд для виявлення механізму диспергування і розкриття рудних і нерудних мінералів.

У процесі рудопідготовки залізорудної сировини розглядається два основних етапи. Перший - руйнування кусків руди під дією зовнішньої сили, прикладеної до сукупності кусків вихідної сировини. Другий - це агрегація дисперсних частинок рудних і нерудних мінералів, яка відбувається як мимовільно, так і викликана зовнішніми стискаючими силами. Тому процес рудопідготовки залізорудної сировини перед збагачувальним переділом пов'язаний із проблемою міцності мінеральних різновидів і проблемою агрегативної стійкості. І природно обидва процеси - руйнування й агрегація - істотно залежать від природи зовнішньої сили і умов її взаємодії з грудками вихідної сировини.

Оскільки умови, в яких проходить дезінтеграція, для кожного способу руйнування різні, то в залежності від цих умов має місце різний характер взаємодії рудних і нерудних мінеральних зерен залізорудної сировини із середовищем і дисперсними частинками, які утворюються при рудопідготовці.

На підставі відомих на сьогоднішній день даних можна з впевненістю стверджувати, що при подрібненні руд різного мінерального складу в стержневих і кульових млинах відбувається адгезійне закріплення тонкодисперсних частинок нерудних мінералів на новоутворених поверхнях рудних зерен. Для того щоб отримувати в процесі дезінтеграції руди чисті поверхні рудних і нерудних мінеральних зерен, необхідно забезпечити вибірковість рудопідготовки з руйнуванням по міжзерновим межам та зменшенням утворення шламів. З цією метою робота дезінтегруючих апаратів повинна бути спрямована на розкриття рудних мінеральних зерен, за рахунок зменшення частки стираючих впливів на руду, а зростки і нерудні мінеральні шматки після дезінтеграції зберігали б первісну крупність і в подальшому перед збагаченням на класифікуючих апаратах їх можна було б виділити як непродуктивний клас крупності.

Показники збагачення повною мірою поліпшуються при застосуванні в технології рудопідготовки валкових дробарок. На противагу традиційним методам подрібнення, у валкових дробарках, унаслідок особливостей їх конструкцій, відбувається вибірковий процес руйнування мінеральних зерен у залежності від їхньої міцності. При обертанні між двома валками дробарки відбувається руйнування рудної сировини за рахунок затягування матеріалу валками. Протягом цього періоду рудна маса стискується до 90% від дійсної щільності. Один валок дробарки притискається за рахунок пружин. Жорсткість пружин, які притискують валок, повинна бути достатньою для руйнування найбільших рудних грудок і при цьому не дробилися шматки нерудних мінералів. Протягом цього періоду рудний матеріал руйнується, а нерудний залишається тієї ж крупності. У порівнянні з млинами, продукт дроблення у валковій дробарці має широкий діапазон крупності з більшою часткою розкритих рудних зерен.

Процес дезінтеграції залізорудної сировини у валковій дробарці можна представити у вигляді двох стадій (рис. 1). На першій стадії залізорудна сировина, яка містить як рудні, так і нерудні мінеральні зерна, надходить у простір між валками і прискорюється до окружної швидкості валків. У результаті матеріал поступово ущільнюється, а великі рудні куски попередньо розламуються. Нерудні куски, перевищуючи за міцністю стиснення пружин, сприяють відходові рухливого валка і проходять у розвантажувальний простір валків. У такий спосіб відбувається перекомпонування рудних і нерудних кусків шляхом заповнення міжгрудкового простору.

Зона А - зона прискорення; С - зона ущільнення; Е - зона руйнування; біле - нерудні зерна руди.

При відсутності великих нерудних грудок у вихідному матеріалі, залізорудна сировина на подальшій стадії надходить у зону ущільнення, де стиснення матеріалу досягає найвищого значення. Зусилля стиснення поширюється практично на всі зерна, які проходять через зону ущільнення, за допомогою множинних контактів між ними у шарі рудної маси. Крім того, у процесі дроблення окисленої залізної руди у валковій дробарці усередині рудних зерен утворюються мікротріщини, які сприяють зниженню їх міцнісних властивостей. У подальшому руда надходить на мокре грохочення і тріщини в рудних мінералах відкривають доступ для просочування води, що приводить до полегшення диспергування - до підвищення руйнування матеріалу і високого ступеня розкриття зерен.

Виходячи з характеру сил, які діють у робочій зоні валкової дробарки, висунемо гіпотезу, що деформування і руйнування грудок руди відривом при стискаючих навантаженнях відбувається під дією внутрішніх розтягуючих напруг, які об'єктивно виникають у площинах, нормальних до напрямку дії зовнішніх прикладених напруг.

При одноосьовому навантаженні рудного шматка в робочій зоні валкової дробарки єдиним джерелом виникнення напруг стиску як у подовжньому ух , так і в поперечних напрямках уу, уz, є прикладена напруга у1, розподілена по напрямках x, y, z пропорційно коефіцієнтам ж і з:

,(1)

де, Ту - тензор головних напруг;

Тж - тензор передачі напруг;

ж , з - емпіричні коефіцієнти передачі напруг відповідно на подовжнє і поперечне деформування;

у1- напруга зрушення при одноосьовому навантаженні, Н/м2;

ух, уу, уz - напруга зрушення по осях координат.

Якщо вважати, що стискаючі напруги і деформації є позитивними, а розтягуючі - негативними, тоді тензор деформацій при стиснення уздовж осі Х буде мати вигляд:

,(2)

де н - коефіцієнт поперечних деформацій.

ех, еу, еz - напруга деформацій по осях координат.

Тоді з урахуванням (2) отримаємо при одноосьовому стисненні:

;.(3)

Вважаючи, що елемент рудної маси є ізотропним середовищем, напруги стиснення у всіх напрямках будуть визначатися:

;; ,(4)

де Е - модуль Юнга, Н/м2.

Дане співвідношення встановлює зв'язок між головними напругами і деформаціями. Виходячи з цього, руйнування рудного шматка відбудеться при виникненні розтягуючої напруги, що перевищує межу міцності рудного шматка на розтягання. Енергія, що затрачується на деформацію і руйнування рудного шматка, визначається за формулою:

W=,(5)



де W- енергія, що затрачується на деформацію і руйнування рудного шматка руди, Дж;

V- об'єм руди, що подрібнюється, м3.

Для забезпечення високого ступеня розкриття рудних зерен, встановлюємо відстань між валками дробарки мінімальне.

Об'єм руди, що подрібнюється беремо рівним:

,(6)

де L - довжина робочої зони валка, м;

d - максимальна крупність вихідної руди, м;

- кількість одночасне захоплюваних валками шматків руди.

Тоді енергія, затрачувана на деформацію і руйнування, визначиться:

.(7)

Діаметр валків дробарки визначається з урахуванням крупності вихідної руди:

Д ? 20d.(8)

Силу притиснення пружин рухливого валка визначимо із виразу:

,(9)

де Pпр - сила притиснення пружин валка, Н;

S - ділянка шляху, де відбувається руйнування рудного мінералу в дробарці, м;

а - шлях, на якому відбувається процес дезинтеграцї, можна прийняти як різницю між максимальним вихідним шматком d і одержаним шматком dк руди.

Тоді сила притиснення пружин валка буде дорівнювати:

,(10)

де, d -крупність вихідної руди, м;

dк - крупність дробленої руди, м.

Отже, сила притиснення пружин є основним фактором, який визначає вибіркове дроблення рудних і нерудних мінералів окисленої залізної руди з метою подальшого отримання концентрату з масовою часткою кремнезему менше 0,3 %.

Для підтвердження теоретичних припущень про вибірковість операції рудопідготовки були проведені порівняльні випробування дезінтеграції вихідної руди в апаратах різних конструкцій. Характер процесу руйнування залізорудної сировини у застосовуваних апаратах різний. З розглянутих варіантів дезінтеграції рудної маси - це подрібнення в кульових і стержневих млинах, а також дроблення у валкових дробарках.

Як показали дослідження, при підготовці проб руди у валковій дробарці масова частка заліза у великих класах крупності на 6,3-10,4 % нижче в порівнянні з продуктивними класами. А для проб руди, де підготовка проводилася в млинах, діапазон коливань заліза загального у великих і продуктивних класах крупності не перевищує 3,1 %. Це додатково підтверджує вибірковість підготовки руди у валковій дробарці в порівнянні з іншими подрібнювальними установками.

Експериментальними дослідженнями виявлено, що при дезінтеграції руди у валковій дробарці, утворюються класи крупності, ефективно збагачувані гравітаційним способом у порівнянні з кульовими і стержневими млинами при одній і тій же крупності класу мінус 0,5 мм.

Руйнування залізорудної сировини у валкових дробарках забезпечує мінімальне утворення шламів, що важливо при подальшому збагачувальному переділі (рис. 2).

Результати гравітаційного аналізу доводять, що вибірковість дезінтеграції руди у валковій дробарці сприяє тому, що вихід фракції важче 4,2 кг/дм3 при одній і тій же крупності дроблення складає від 13,3 до 19,1%. Крім того, масова частка заліза загального у фракції легше 4,2 кг/дм3 на 2,9-3,2 % менше при рудопідготовці у валковій дробарці в порівнянні з подрібненням її у млинах (рис. 3).

У четвертому розділі на підставі встановлених у розділах 2, 3 закономірностях наведені результати експериментальних досліджень збагачувальних процесів при попередньому подрібненні руди в апаратах різної конструкції.

Для ефективного збагачення окисленої залізної руди крупності менше 0,5 мм з отриманням концентрату, який містить менше 0,3 % кремнезему, застосовується концентраційний стіл. Він є одним з найефективніших збагачувальних апаратів, здатних переробляти частинки руди із широким діапазоном крупності при високому вилученні й ступені збагачення. Концентрація зерен визначеної густини відбувається в тонкому шарі води, яка тече турбулентно по похилій площині.

При вивченні розкриття продуктів дезінтеграції окисленої залізної руди встановлено, що при крупності дезінтеграції 80 % класу мінус 0,5 мм досягається мінімальне утворення шламів і загальне розкриття рудних зерен до 84 % (рис. 4). При дробленні руди у валковій дробарці найбільше розкриття рудних і нерудних мінеральних зерен досягається в класі крупності менше 0,5 мм, тому і відбувається концентрація розкритих рудних зерен у цій крупності. Так, при дробленні проби руди шахти "Гвардійська" з масовою часткою заліза 67,2 % у класі менше 0,5 мм масова частка заліза складає 68 %. Для проби руди шахти "Батьківщина" концентрація заліза в зазначеному класі підвищується з 64 до 64,6 %, а при дробленні проби руди шахти "Північна" коливання заліза загального складає від 65,1 до 65,5 %. Для продуктів подрібнення в кульовому і стержневому млинах діапазон коливань по загальному залізу не перевищує 0,1 %.

Практично для руд всіх шахт Кривбасу вихід концентрату при дробленні їх у валкових дробарках більше на 4,3-6,7 % у порівнянні з подрібненням їх у стержневих або кульових млинах.

Крім того, масова частка кремнезему в концентраті при підготовці руди у валковій дробарці складає 0,2-0,25 %, а в концентратах, де підготовка руди проводилася в кульових млинах, масова частка кремнезему складає 0,54-0,65 %. Вивчення окремих класів крупності концентратів, отриманих з руд при різних способах їх підготовки, підтверджує високу ефективність процесу при розкритті зерен рудних і нерудних мінералів у валкових дробарках (табл. 1).

Таблиця 1 - Ситовий склад концентратів гравітаційного збагачення руди шахти “Гвардійська” при різних способах її підготовки

Клас крупності, мм	Дроблення у валковій дробарці, %	Подрібнення в стержневому млині, %	Шарове подрібнення, %
	Вихід	Масова частка заліза	Вилучення	Вихід	Масова частка заліза	Вилучення	Вихід	Масова частка заліза	Вилучення
+0,25	27,6	69,7	27,6	16,9	69,5	16,9	8,7	69,3	8,7
-0,25+0,1	18,4	69,7	18,4	7,9	69,4	7,9	11,3	69,5	11,3
-0,1+0,074	21,1	69,7	21,1	22,4	69,6	22,5	31,1	69,5	31,2
-0,074+0,044	14,9	69,7	14,9	8,8	69,7	8,8	10,3	69,6	10,4
-0,044	18,0	69,7	18,0	44,0	69,4	43,9	38,6	69,0	38,4
Всього:	100	69,7	100	100	69,5	100	100	69,3	100

Для забезпечення високої ефективності збагачення підготовленої руди на концентраційному столі, для змиву використовується чиста вода в достатніх кількостях для утворення тонкого шару, який вільно рухається по деці стола глибиною, достатньої для покриття самих великих частинок.

Придатність отриманого залізорудного концентрату для феритів з високими магнітними параметрами, визначається його чистотою, дисперсністю, структурними характеристиками й активністю. Масова частка оксиду заліза в пробі концентрату для промислового виробництва феритів складає 99,5-99,7 %, а вміст таких домішок як алюміній, марганець, кальцій нижче технічних умов. Крім того, в отриманому концентраті масова частка двовалентного заліза не перевищує 0,5 %, що має позитивне значення, тому що наявність його понад 1 % знижує магнітну проникність феритів, що негативно позначається на їхньому застосуванні в якості високочастотного феромагнетика.

Основними перевагами феритів, виготовлених із залізорудного концентрату, є високі індукція насичення та початкова проникність, низькі магнітні втрати на гістерезис.

Технологічною схемою передбачено дроблення руди у валковій дробарці з наступним грохоченням подрібненого продукту. Підрешітний продукт крупністю менше 0,5 мм направляється на збагачення із застосуванням концентраційного столу з перечищенням важкої фракції, а надрешітний продукт - в аглоруду.

За результатами укрупнених випробувань у безперервному режимі підтверджена доцільність підготовки руди у валковій дробарці і наступного збагачення на концентраційному столі з попереднім видаленням непродуктивної фракції крупніше 0,5 мм. Масова частка кремнезему в концентраті за схемою, що рекомендується, складе менше 0,2-0,25 %.

Економічна ефективність технології отримання залізорудного концентрату, як головної сировини для феритного виробництва в умовах дробильно-сортувальної фабрики шахти "Гвардійська" продуктивністю 3 тис.т/рік складе 12,637 млн. грн./рік.

П'ятий розділ присвячений вирішенню завдання дисертаційної роботи з оцінки реально можливих варіантів технологічних схем переробки окислених залізних руд підземного видобутку Кривбасу економічним критеріям, який враховує якісно-кількісні показники і, насамперед масову частку кремнезему.

На підставі цього розроблена структурна схема системи екстремального регулювання процесів підготовки та збагачення руди. Вона включає в себе контроль продуктивності живлення вихідної руди валкової дробарки, автоматичне регулювання витрат води на грохочення, змивної води на концентраційному столі. Продукти зневоднювання зважуються в автоматичному режимі, і після сушіння, подрібнення концентрату контролюється гранулометричний склад а також фізико-хімічні показники рудних та нерудних компонентів.

При такому режимі роботи всього комплексу збагачувального обладнання будуть забезпечені стабільні показники товарної продукції по масовій частці кремнезему, а також оксидах заліза.



ВИСНОВКИ

У дисертаційній роботі вирішено актуальне науково-практичне завдання, що забезпечує отримання залізорудного концентрату з масовою часткою кремнезему менше 0,3 % за рахунок вибіркової рудопідготовки руди у валковій дробарці з виділенням непродуктивного класу на грохоті й збагаченням на гравітаційних апаратах; основними аспектами вирішення даної задачі є теоретичний аналіз вибіркового руйнування руд і одержання нових закономірностей цього процесу, наукове обґрунтування і використання раціональних режимів у технології отримання високоякісних залізорудних концентратів.

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

1. На сьогоднішній день окислені залізні руди підземного видобутку Кривбасу через відсутність високоефективної технології їх переробки практично не збагачуються, а тільки сортуються. Підготовка руди до збагачення з застосуванням стержневого чи кульового подрібнення обумовлює застосування складних технологічних схем флотації і хімічного вилуговування. У роботі встановлено, що при цих способах рудопідготовки отримати залізорудний концентрат з низькою масовою часткою кремнезему в промислових умовах механічними методами збагачення проблематично.

2. У даний час, при наявності в Україні сировинної бази багатих окислених залізних руд, дуже перспективною є технологія їх перероблення з отриманням високоякісного концентрату з масовою часткою кремнезему менше 0,3 % при гравітаційних методах збагачення.

3. Доведено, що вибіркове руйнування залізорудної сировини з видаленням великих грудок нерудних мінералів і зростків з подальшого процесу забезпечить високу ступінь розкриття рудних зерен (до 80-85 %) і буде сприяти отриманню високоякісного залізорудного концентрату.

4. Математична модель вибіркового руйнування вихідної окисленої залізної руди крупності класу 10-0 мм у валковій дробарці одержала подальший розвиток завдячуючи розрахунку сили притиснення пружин в діапазоні 98-120 Н рухливого валка дробарки, що забезпечує руйнування рудних зерен, при цьому збіжність розрахункових і практичних результатів 90-95%.

5. Науково обґрунтовані технологічні режими підготовки руди до збагачення, параметри роботи концентраційного столу (кут нахилу деки, витрата твердого).

6. Доведено, що при одній і тій же крупності утвориться не більше 1,5 % шламів при дробленні у валковій дробарці, а при подрібненні в млинах 10-12 %. Вихід концентрату при підготовці руди у валковій дробарці на 4,3-6,7 % більше, ніж при подрібненні, а масова частка кремнезему в концентраті відповідно 0,20 і 0,47, 0,67 %.

7. За розробленою технологією отримано залізорудний концентрат масою 500 кг з масовою часткою кремнезему 0,2-0,25 %.

8. Видано вихідні дані для техніко-економічного обґрунтування (ТЕО) будівництва промислової установки на дробильно-сортувальній фабриці шахти "Гвардійська" продуктивністю 3 тис.т/рік концентрату.

9. Економічний ефект від упровадження розробленої технології складе 12,637 млн.грн/рік.



СПИСОК ОПУБЛІКОВАНИХ РОБІТ ЗА ТЕМОЮ ДИСЕРТАЦІЇ:

1. Кравцов Е.Н. Направленное изменение свойств окисленной железной руды перед обогащением в тяжелых суспензиях //III Конгресс обогатителей стран СНГ. - М.:Альтекс. - С.100.

2. Определение параметров гидроциклона при дешламации окисленных железистых руд / В.И. Яременко, И. А. Герасименко, В.Н. Кравцов, Н.А. Виноградова, Е.Н. Кравцов // Разработка рудных месторождений. - Кривой Рог: КТУ. - 2003. - С.90-94.

3. Кравцов Е.Н., Кравцов В.Н. Разработка технологии получения железорудного концентрата из руд подземной добычи с массовой долей кремнезема до 0,3 % // Разработка рудных месторождений. - Кривой Рог: КТУ. - 2004. - С.98-100.

4. Кравцов В.Н., Кравцов Е.Н., Данилюк Г.В. Некоторые закономерности движения минеральных частиц в магнитном поле. //Вісник Криворізького технічного університету. - №5. - Кривий Ріг, 2004. - С.89-90.

5. Пат. 50997 А UА, МКИ ВОЗВ 7/00. Спосіб збагачення залізної руди: Пат. 50997 А UА, МКИ ВОЗВ 7/00 / Б.С. Потапенко, М.К. Кравцов, В.С. Гірін, Є.М. Кравцов (UА); Криворізький технічний університет. - № 2001117711; Заявл. 12.11.01; Опубл. 15.11.02; Бюл. № 11. - 2 с.

6. Пат. 65960 А UА, МКИ ВОЗВ 7/00. Спосіб збагачення залізної руди: Пат. 65960 А UА, МКИ ВОЗВ 7/00 / А.І. Сологуб, М.К. Кравцов, Є.М. Кравцов, А.А. Борон, В.В. Галич, О.В. Булах (UА); Криворізький технічний університет. - № 2003076314; Заявл. 08.07.03; Опубл. 15.04.04; Бюл. № 4. - 2 с.

7. Яременко В.И., Кравцов Е.Н., Кравцов В.Н. Пути повышения качества металлургического сырья из окисленных железистых кварцитов // Теория и практика производства чугуна. - Кривой Рог: КГГМК “Криворожсталь”. - 2004. - С.157-159.

8. Технология получения железорудного концентрата с минимальной массовой долей кремнезема / В.Д. Сидоренко, Е.Н. Кравцов, Г.В. Данилюк, Н.К. Кравцов // V Конгресс обогатителей стран СНГ. - М,:Альтекс. - С.213-216.

9. Кравцов Е.Н. Принцип селективной рудоподготовки богатой окисленной железной руды перед обогащением // Вісник Криворізького технічного університету. - Кривий Ріг: КТУ. - 2005. - С.85-89.

10. Кравцов Е.Н., Кравцов В.Н. Особенности получения высококачественного концентрата из руд подземной добычи Кривбасса. //Збагачення корисних копалин. - №21(62). - Дніпропетровськ, 2005. - С.10-14.

11. Кравцов Е.Н., Булах А.В., Красуля В.В. Эффективные способы рудоподготовки окисленных железных руд Кривбасса. //Качество минерального сырья. - Кривой Рог.:Минерал, 2005. - С.185-189.

Особистий внесок автора в роботи, написані у співавторстві:

[2,3,4] - виконання аналізу існуючих методів, теоретичні дослідження; [5,6,7,8,10,11] - формування ідеї, обґрунтування новизни, аналіз результатів досліджень, висновки.



АНОТАЦІЯ

Кравцов Є.М. Особливості технології отримання залізорудного концентрату з низькою масовою часткою кремнезему. - Рукопис.

Дисертація на здобуття наукового ступеня кандидата технічних наук зі спеціальності 05.15.08 - збагачення корисних копалин. - Криворізький технічний університет, Кривий Ріг, 2006.

Дисертація присвячена технології отримання залізорудного концентрату з масовою часткою кремнезему менше 0,3 % із окислених залізних руд підземного видобутку Кривбасу. Сформульовано загальні фізичні властивості вибіркової підготовки руди у валковій дробарці, видалення непродуктивної зернистої фракції на грохоті з наступним збагаченням розкритих мінеральних частинок підрешітного продукту на концентраційному столі. Отримані аналітичні залежності необхідної для дроблення сили притиснення пружин рухливого валка дробарки від міцності рудних мінералів. Результати теоретичних і експериментальних досліджень дозволили розробити прогресивний спосіб дезінтеграції окислених залізних руд і подальшого їхнього збагачення з отриманням товарної продукції, в умовах дробильно-сортувальної фабрики при шахті "Гвардійська", придатної для виготовлення барієвих і стронцієвих феритів

Ключові слова: дезінтеграція, вибіркова рудопідготовка, грохочення, гравітаційне збагачення, притиснення пружин, окислені залізні руди, валкова дробарка.



АННОТАЦИЯ

Кравцов Е.Н. Особенности технологии получения железорудного концентрата с низкой массовой долей кремнезема. - Рукопись.

Диссертация на соискание ученой степени кандидата технических наук по специальности 05.15.08 - обогащение полезных ископаемых. - Криворожский технический университет, Кривой Рог, 2006.

Диссертация посвящена технологии получения железорудного концентрата с массовой долей кремнезема менее 0,3 % из окисленных железных руд подземной добычи Кривбасса.

Анализ современного состояния технологии получения высококачественного концентрата показал, что в отечественной практике применялась традиционная технология рудоподготовки в шаровых или стержневых мельницах с последующим применением флотации и химического выщелачивания. При измельчении железорудного сырья в мельницах вновь образующиеся поверхности минеральных зерен активно закрепляют с высокой прочностью дисперсные частицы нерудных и рудных минералов. Для удаления с поверхностей рудных зерен дисперсных частиц нерудных минералов требуется применять химическое выщелачивание, без которого невозможно получить концентрат с массовой долей кремнезема менее 0,3 %.

На передовых зарубежных фабриках вместо традиционных схем рудоподготовки применяют обдирку рудной массы, чем значительно улучшают дальнейший обогатительный передел, получая концентрат с массовой долей кремнезема 0,2-0,3%. В настоящее время в отечественной практике, из-за отсутствия железорудного сырья с массовой долей кремнезема менее 0,3 % используют для производства ферритов прокатную окалину или закупают оксид железа за рубежом.

В работе теоретически и экспериментально доказано целесообразность применения избирательной подготовки руды в валковых дробилках, обеспечивая таким образом, разрушение только рудных минералов. Изложены основы физической модели избирательной подготовки руды, посредством обоснования расчета силы прижатия пружин подвижного валка.

Лабораторные, укрупненные испытания подтвердили целесообразность избирательной подготовки окисленной железной руды подземной добычи Кривбасса в валковой дробилке, выделением зернистой непродуктивной фракции (сростки) грохочением.

Впервые доказано, что применение избирательной подготовки руды обеспечивает стабильное получение высококачественного железорудного концентрата с массовой долей кремнезема менее 0,3 %, который пригоден для изготовления магнитожестких ферритов. На основе опытной партии концентрата проведены промышленные испытания по изготовлению магнитобариевых и стронциевых ферритов марок 28СА250 и 30СА270. По массовой доле вредных примесей оксид железа, полученный механическим обогащением, удовлетворяет техническим условиям.

Результаты теоретических разработок подтверждены лабораторными и укрупненными испытаниями. В непрерывном режиме работы полупромышленных установок получен концентрат с массовой долей кремнезема 0,25 %, а при применении традиционных технологий рудоподготовки - 0,54-0,65 %.

По результатам испытаний рекомендована технологическая схема переработки богатых окисленных железных руд на дробильно-сортировочной фабрике шахты “Гвардейская” с получением концентрата с массовой долей кремнезема 0,2-0,25 %. Подготовлены и выданы исходные данные для разработки ТЭО строительства установки. Ожидаемый годовой экономический эффект от внедрения результатов диссертационной работы составит более 12 млн.грн./год.

На основе выполненных исследований разработана методология оптимизации технологического процесса избирательной подготовки руды и последующего ее обогащения на концентрационном столе. Это позволит усовершенствовать систему управления и их составляющих в условиях полного цикла обогатительного передела железорудного сырья.

Ключевые слова: дезинтеграция, избирательная рудоподготовка, грохочение, гравитационное обогащение, прижатие пружин, окисленные железные руды, валковая дробилка.



ABSTRACT

Kravtsov E.N. The peculiarities of technology of iron-ore concentrate getting with low mass fraction of silica. - Manuscript.

Thesis for application of the Candidate of Technical sciences degree on оf spesiality 05.15.08 - dressing of minerals. - Kryvyj Rih Technical University, Kryvyj Rih, 2006.

The dissertation is devoted to technologies of getting iron ore concentrate with a mass fraction oxide of silica less 0,3 % from the oxidized ore of underground mining of a Krivbass. The general physical laws of selective preparation of ore in roll crusher, allocation of unproductive granular fraction on a screen with the subsequent enrichment of the opened mineral particles of a screened product on a concentration table are formulated. Analytical dependences of force of an attraction of springs mobile crushed from a strength of ore minerals are received. Results of theoretical and experimental researches have allowed to develop a progressive way of disintegration of the oxidized iron ore and the subsequent concentration with obtaining of a commodity output, suitable for manufacturing baric and strontic ferrite in conditions of a crusher-sizing shop at mine “Gvardeiskaya”.

Keywords: selective preparation of ore, screening, gravitational concentration, pressing of springs, the oxidized iron ore, roll crusher.

Размещено на Allbest.ru