МІНІСТЕРСТВО ОСВІТИ І НАУКИ УКРАЇНИ

КРИВОРІЗЬКИЙ ТЕХНІЧНИЙ УНІВЕРСИТЕТ

Кравцов Євген Миколайович

УДК 622.755

ОСОБЛИВОСТІ ТЕХНОЛОГІЇ ОТРИМАННЯ

ЗАЛІЗОРУДНОГО КОНЦЕНТРАТУ

З НИЗЬКОЮ МАСОВОЮ ЧАСТКОЮ КРЕМНЕЗЕМУ

Спеціальність 05.15.08 – Збагачення корисних копалин

АВТОРЕФЕРАТ

дисертації на здобуття наукового ступеня

кандидата технічних наук

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 УкрНДІвуглезбагачення,
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 09.052.03

кандидат 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 закономір-ностей 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.

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 0,1Традиційні 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.

Рис. 1. Схематичний процес дезінтеграції руди у валковій дробарці.

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).

Рис. 2. Залежність масових часток виникнення шламів (1, 2, 3) та вилучення заліза в них (4, 5, 6) від крупності дезінтеграції у різних апаратах руди шахти “Гвардійська”:

1, 4 – валкова дробарка; 2, 5 – стержневий млин; 3, 6 – кульовий млин.

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).

Рис. 3. Залежність виходу важкої фракції (1, 2, 3) вилучення заліза в ній (4, 5, 6) від

крупності дезінтеграції окисленої залізної руди шахти “Гвардійська” при різних способах рудопідготовки: 1, 4 – валкова дробарка; 2, 5 – стержневий млин; 3, 6 – кульовий млин.

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 %.

Рис. 4. Гістограми розкриття продуктів дезінтеграції окисленої залізної руди шахти “Гвардійська”

в I - валковій дробарці; II - стержневому млині ; III - кульовому млині;

а – руда в цілому; б - клас + 0,5 мм;

в - клас - 0,5 + 0,01 мм; г - клас- 0,01 мм.

1 - вільні рудні зерна; 2 - рудні мінерали в зростках з нерудними мінералами;

3 - нерудні мінерали в зростках з рудними мінералами.

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

Крім того, масова частка кремнезему в концентраті при підготовці руди у валковій дробарці складає 0,2-0,25а 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 1знижує 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,