Обогащение минерального сырья

Авторы: Хохуля М.С., Мухина Т.Н., Фомин А.В., Иванова В.А., Митрофанова Г.В.

Авторы: Черноусенко Е.В., Митрофанова Г.В., Каменева Ю.С., Вишнякова И.Н.

Авторы: Черноусенко Е.В., Митрофанова Г.В., Базарова Е.А., Каменева Ю.С., Вишнякова И.Н.

Авторы: Поспелова Ю.П., Перункова Т.Н., Креймер Л.Л., Митрофанова Г.В.

Авторы: Артемьев А.В., Митрофанова Г.В.

Рисунок – СЭ апатита в зависимости от pH в присутствии PO43- (50 и 100 мг/л) в прокипяченной дистиллированной воде

Авторы: Шибаева Д.Н., Терещенко С.В., Марчевская В.В.

Основополагающим условием рационального использования недр является минимизация потерь полезного компонента в процессе отработки балансовых запасов месторождения, вовлечение в эксплуатацию забалансовых запасов при сохранении максимальной производительности горного оборудования и затрат на переработку, а также при снижении негативного воздействия горно-обогатительного предприятия на окружающую среду. Одним из основополагающих факторов, обеспечивающих достижение рационального использования недр, является научно-обоснованных подход к формированию качества руд перед процессами «глубокого» обогащения. На примере апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей» обоснована эффективность включения в технологию рудоподготовки добытой рудной массы перед процессами «глубокого» обогащения разделительного принципа управления качеством руд. Разделительный принцип реализуется посредством рентгенолюминесцентной сепарации на рудной массе крупностью более 20мм. Повышенное содержание апатита в классе крупности -20+0мм обуславливает нерациональность включения в состав комплексной рудоподготовки мелкопорционной сортировки. Выделение в результате рентгенолюминесцентного разделения 36,9% пустых и слабоминерализованных пород, с содержанием 0,86% Р2О5, позволило сократить энергопотребление процессов дробления на 40% и измельчения на 5%; повысить содержание Р2О5 в 1,5 раза и снизить в 1,2 раза количество кальцийсодержащих безапатитовых минералов; увеличить выход апатитового концентрата в расчете на 1т руды на 39,2% и на 50,1% для бедной и рядовой руды соответственно; в 2 раза снизить количество тонкоизмельченных хвостов

Принципиальная схема рентгенолюминесцентной сепарации апатитсодержащих руд месторождения «Олений Ручей»

.

Авторы: Шибаева Д.Н., Терещенко С.В., Асанович Д.А., Булатов В.В., Шумилов П.А., Власов Б.А.

Повышение эффективности реализации процесса рентгенолюминесцентного разделения достигается за счет совершенствования системы транспортирования сепаратора. Обоснование эффективности предложенных элементов конструкции сепаратора базируется на результатах оценки комплекса методов численного в программном комплексе Rocky DEM и физического моделирования. Применение транспортирующего вибропитателя с треугольным сечением профилированной части лотка наклоненной на 14 градусов и успокоителем (наклонной под углом 24 градуса, не вибрирующей плоскости, повторяющей профиль транспортирующего лотка и составляющей 10% от него), позволило за счет выпрямления траектории движения кусков рудной массы по лотку увеличить их среднюю скорость и сократить в 1,3 раза разброс траектории в свободном падении. Перемещение кусков рудной массы через зону облучения и регистрации в ячейке барабанного раскладчика, оснащенной подвижным дном, выполненным в виде откидывающейся пластины с двумя фиксированными положениями: закрытом - в зоне облучения и открытом - в зоне выделения полезных кусков в концентрат обеспечивает 100% извлечение кусков, люминесценция, которых зарегистрирована как соответствующая регламентируемому уровню содержания полезного компонента.

Модель экспериментального образца рентгенолюминесцентного сепаратора

Авторы: Шибаева Д.Н., Терещенко С.В., Асанович Д.А..

Авторы: Опалев А.С., Месяц С.П., Остапенко С.П., Аверина О.В., Овчинникова Н.Г.

Образование частиц магнетита микронного и субмикронного размера неизбежно сопровождает процессы переработки железных руд, что с учетом значительного объема отходов переработки железных руд обуславливает актуальность исследования свойств тонкодисперсных отходов горного производства с целью их выделения, снижения загрязнения природной среды и воздействия на человека. Однако, прогнозирование структурообразования при магнитном взаимодействии частиц до сих пор остается нерешенной задачей из-за сложной конфигурации результирующего магнитного поля, что обусловлено его дальнодействием. Для прогнозирования магнитных свойств суспензии на примере магнетита месторождений Заимандровского железорудного района разработана компьютерная модель динамики взаимодействия магнитных частиц, учитывающая их агрегацию под влиянием магнитного диполь-дипольного взаимодействия и разрушения агрегатов при тепловом (броуновском) движении. Расчетом показано, что электростатическое и дисперсионные взаимодействия не оказывают существенного влияния на динамику взаимодействия микронных и субмикронных частиц магнетита с учетом измеренных экспериментально дзета-потенциала и константы Гамакера. Разработана процедура калибровки компьютерной модели динамики взаимодействия магнитных частиц с использованием температурной зависимости коэффициента трансляционной диффузии частиц магнетита и концентрационной зависимости магнитной восприимчивости суспензии. Разработанный методический подход обеспечивает хорошую сходимость расчетных и экспериментальных данных и позволяет визуализировать агрегацию модельных частиц в результате их диполь-дипольных взаимодействий.

Разработанная компьютерная модель динамики взаимодействия магнитных частиц может быть применена для изучения воздействия внешнего магнитного поля на агрегационную способность тонких частиц магнетита с целью управления их извлечением в сепарационных процессах.

Рисунок 1 – Зависимость энергии взаимодействия частиц магнетита от их размера при объемной доле в суспензии 0,1
(А), от объемной доли частиц размером 1 мкм (Б):
1 – магнитная диполь-дипольная при последовательной (а) и антипараллельной (б) ориентации частиц;
2 – тепловая; 3 – дисперсионная; 4 – электростатическая

Рисунок 2 − Равновесное распределение в объеме модельных магнитных частиц
размером 0.4 мкм (А) и 1 мкм (Б) при объемной доле 0.05, температура 298 К

Авторы: Опалев А.С., Марчевская В.В.

Традиционные технологические схемы переработки магнетитовых руд основаны на нескольких стадиях измельчения и магнитной сепарации с получением готового концентрата в последней стадии обогащения. Такое построение схем приводит к переизмельчению магнетита и низкому качеству получаемой продукции, непригодной для прямой бездоменной металлизации.

По результатам выполненных исследований с использованием современного оборудования установлено монотонное снижение удельной магнитной восприимчивости тонкоизмельченных магнетитовых концентратов, выпускаемых на трех ГОКах, с уменьшением крупности зерен магнетита (рис. 1). Значимость полученных результатов заключается в обосновании рациональности стадиального вывода готового концентрата для уменьшения потерь тонких частиц магнетита с хвостами при получении высококачественных железорудных концентратов в схемах с магнитно-гравитационной сепарацией, что подтверждено данными полупромышленных испытаний.

Рисунок 1 – Зависимость удельной магнитной восприимчивости магнетитовых концентратов от размера частиц магнетита во фракции

Авторы: Опалев А.С., Алексеева С.А., Никитин Р.М., Черезов А.А., Новикова И.В.

Одной из основных тенденций в современной переработке железных руд является рост производственных мощностей предприятий, которого можно достигнуть не только путем увеличения типоразмера оборудования, но и использованием оптимальных конструктивно-компоновочных решений.

Исследования поводились на примере железосодержащей руды Ковдорского месторождения. Установлено, что в питании стержневой мельницы I стадии измельчениянаходится около 30% готового класса, который может быть выведен из питания мельницы сразу на магнитное обогащение путем операции предварительного грохочения.

По методике кинетики измельчения в открытом цикле изучена измельчаемость надрешетных продуктов грохочения при использовании ячеек грохота 2, 1 и 0,56 мм в сравнении с исходной рудой без классификации. Установлена корреляционная зависимость между содержанием класса -0.2 мм в сливе стержневой мельницы и удельной производительностью мельницы по вновь образованному классу -0.2 мм для рассматриваемых вариантов крупности (рис. 1). Показано, что при условии достижения регламентированной на предприятии крупности I стадии измельчения 44% класса -0,2 мм измельчаемость надрешетных продуктов будет ниже, чем исходной руды, что повлечет за собой снижение производительности мельницы.

Выявлены основные параметры, оказывающие влияние на производительность секции при переходе промышленной стержневой мельницы на работу с предварительным грохочением - это крупность ячейки грохота и выход подрешетного продукта, содержание готового класса -0.2 мм в подрешетном продукте и сливе стержневой мельницы. Получено уравнение прогнозной модели для оценки роста производительности I стадии измельчения, связывающее эти параметры.

Анализ степени раскрытия основных минералов и исследование магнитной обогатимости по разделению на мокрой магнитной сепарации (ММС) продуктов после грохочения показал, что при достижении регламентируемой крупности в питании не менее 44% класса -0.2 мм основные показатели обогащения на I стадии будут близки показателям, получаемым по фабричной схеме без классификации.

В результате проведенных исследований лучшие результаты были получены при крупности предварительного грохочения 0,56 мм: выход подрешетного продукта составил 26,3%, содержание класса -0.2 мм в сливе стержневой мельницы – 39%, содержание класса -0.2 мм в питании ММС – 44%. При этом прогнозная производительность секции увеличится с 350 до 427 т/ч, прирост составит 22% (рис. 2).

Рисунок 1 – Изменение удельной производительности мельницы по вновь образованному классу -0.2 мм
 в зависимости от его содержания в сливе мельницы для руды различной крупности

Рисунок 2 – Зависимость роста производительности секции от крупности грохочения
при достижении регламентируемой крупности питания ММС – 44% класса -0.2 мм

Авторы: Опалев А.С., Алексеева С.А., Фомин А.В., Черезов А.А., Новикова И.В.

Разработанная ранее технология стадиального получения концентрата в настоящее время успешно используется на АО «Олкон» и позволяет получать концентраты с содержанием до 69-70% Feобщ. Происходит постоянное увеличение спроса на высококачественные железорудные концентраты (ВКК) с содержанием более 70% Feобщ. В данной работе изучена возможность повышения качества концентрата для руд, перерабатываемых на АО «Олкон».

Исследования проводились для руд различного вещественного состава, отобранных из питания II стадии обогащения действующего производства: проба 1 представлена рядовыми рудами карьера Комсомольский, проба 2 – сформирована из бедной шихты карьеров XV лет Октября и Центрального, проба 3 – представлена магнетит-гематитовой разновидностью руды Оленегорского месторождения.

Разработанная методика основана на совместной оптимизации операций тонкого грохочения, измельчения и магнитно-гравитационного обогащения. Изучение измельчаемости руд проводилось по методике института «Механобр» с имитацией замкнутого цикла при использовании различной крупности грохочения по зерну 0,16 (используется на предприятии), 0,125 и 0,1мм. Далее обогатимость готовых продуктов измельчения исследовалась при использовании магнитно-гравитационной сепарации.

Анализ полученных данных показал, что наилучшие результаты для всех типов исследованных руд могут быть достигнуты при использовании тонкого грохочения по крупности 0,125 мм, которое обеспечит:

- содержание в готовом продукте измельчения около 55% класса -0.071 мм;

- максимальную удельную производительность мельницы по вновь образованному классу -0.071 мм при минимальных энергозатратах (рис. 1);

- получение высококачественного железорудного концентрата с массовой долей Feобщ около 71% и извлечением от операции около 95%, при этом эффективность процесса составит более 80% (рис. 2).

Рисунок 1 – Зависимость удельной производительности мельницы по вновь образованному классу -0.071 мм (а) и индекса чистой работы шарового измельчения (б) от крупности измельчения для магнетитовой руды с различных карьеров

Рисунок 2 – Результаты магнитно-гравитационного обогащения железистых кварцитов с различных участков месторождения при
различной крупности классификации:
а) эффективность обогащения; б) качество магнетитового концентрата

Авторы: Опалев А.С., Алексеева С.А., Новикова И.В.

Характерной особенностью ранее разработанной инновационной технологии получения высококачественных железорудных концентратов является применение комбинации тонкого вибрационного грохочения и магнитно-гравитационной сепарации (МГС), обеспечивающей получение максимально высокого качества концентрата (с содержанием Feобщ не менее 69,5-70,0%) при содержании магнитного железа в сливе МГ-сепарации, близкого к отвальному. Внедрение такой технологии на ДОФ АО «Олкон» позволило существенно повысить извлечение железа общего в концентрат.

На примере руды Стойленского ГОКа выполнены исследования, подтверждающие эффективность данной технологии для железных руд других месторождений. Сущность исследований состоит в проведении серий опытов при подаче на обогащение руды, доизмельченной до различной крупности (от 50 до 85% класса -0.045 мм) с использованием классификации по зерну различной крупности (0.16, 0.125, 0.1 и 0.07 мм).

Выбор крупности измельчения, как анализируемого фактора, обусловлен тем, что при использовании стадиального вывода концентрата возникает необходимость решения важной задачи, заключающейся в выборе такой крупности обогащения, при которой возможно получение не только концентрата с максимальным качеством, но и отвальных хвостов. Для целенаправленного формирования и своевременного вывода на обогащение эффективно обогащаемого класса крупности используется операция тонкого грохочения, поэтому выбор оптимальной крупности классификации является важным фактором, позволяющим не только повысить эффективность разделения минералов на гравитационно-магнитном обогащении, но и уменьшить переизмельчение рудных минералов, приводящее к снижению их магнитных свойств. Анализ результатов МГ-сепарации проводился с точки зрения эффективности обогащения (Е) по критерию Ханкока-Луйкена (рис. 1).

Рисунок 1 – Эффективность магнитно-гравитационного обогащения
при использовании классификации по зерну различной крупности

В результате исследований получены экспериментальные зависимости, связывающие технологические показатели обогащения с параметрами процесса грохочения, которые могут быть описаны полиномом второго порядка с высокой достоверностью аппроксимации R2, приближающейся к 1 (рис. 2). Наилучшие показатели достигаются при крупности классификации 0,1 мм, при этом содержание Feобщ в концентрате составляет 69,5%, извлечение 84,2%, эффективность классификации 79.2%. Номинальная крупность продукта при этом составляет -0.083 мм, что соответствует крупности измельчения 65% класса -0.045 мм.

Рисунок 2– Показатели, полученные при максимальной эффективности обогащения
в опытах с классификацией по зерну различной крупности и без нее

Известно, что вкрапленность магнетита для руды Стойленского месторождения составляет 0,05-0,08 мм, следовательно, оптимальные значения обогащения достигаются при крупности продукта, соответствующей верхнему пределу вкрапленности минерала. Содержание Feобщ и Feмагн в хвостах при работе в данном режиме находится в зоне минимальных значений и составляет 12% и 3% соответственно (рис. 3).

Рисунок 3 – Содержание железа в хвостах обогащения 

Авторы: Марчевская В.В., Корнеева У.В.

Типичные апатит-нефелиновые руды Хибинских месторождений обладают сравнительно высокой флотационной способностью, практически однотипны и отличаются лишь количественным соотношением рудообразующих минералов. Наиболее распространенными минералами являются: фторапатит, нефелин, пироксены, амфиболы, полевые шпаты и слюды аннит-флогопитового ряда; в меньших количествах встречаются канкринит, содалит, магнетит титанистый, натролит, лампрофиллит.

Наиболее труднообогатимыми являются руды разрушенных зон, образование которых связано с химическими и физическими процессами в трещинных зонах гипергенеза. При их обогащении нарушается избирательность процесса флотации, в результате технологические показатели значительно ухудшаются.

Основной минерал апатит-нефелиновых руд – фторапатит – очень устойчив к химическому выветриванию, происходящему в обычных для хибинских месторождений щелочных средах. Второй по значимости минерал апатит-нефелиновых руд – нефелин – легко подвергается химическим и физическим процессам, протекающим при выветривании. Изменениям подвержены также и пироксены. В результате этих гидротермальных процессов в зонах разрушения образуются вторичные минералы: гидрослюды, цеолиты, глинистые минералы и гидроокислы железа, тонкодисперсные частицы которых в водной среде образуют коллоидные осадки с активными поверхностными свойствами. Тонкие полиминеральные псевдоморфозы по нефелину (шпреуштейн) часто имеют бурую окраску из-за присутствующих в их составе гидроокислов железа.

Авторы: Марчевская В.В., Корнеева У.В.

Исследования вещественного состава апатит-нефелиновых руд выполнены на материале 38 проб, отобранных на месторождениях Хибинского массива. Химический состав руд определен по основным компонентам: P2O5, Al2O3, TiO2, Na2O, K2O, CaO, SrO, SiO2, MgO, MnO; Feобщ., F. По результатам определений выполнен корреляционно-регрессионный анализ соотношения компонентов вещественного состава руд.

Наиболее тесные корреляционные связи наблюдаются между содержаниями компонентов, входящих в состав фторапатита: P2O5, CaO, SrO, F. Коэффициент парной корреляции r содержания P2O5 с CaO, SrO, F изменяется от 0,90 до 0,95 при достоверности аппроксимации R2 0,81-0,90. Al2O3общ. наиболее высокую прямую связь имеет с SiO2 и K2O Корреляционная связь Al2O3общ. и Na2O натрия слабее за счет ее нарушения в гипергенно измененных рудах. TiO2 наиболее тесно связан с Feобщ. и MnO.

Фторапатит очень тесно коррелирует с P2O5, CaO, SrO, F с коэффициентами корреляции 0,86-0,99. Для нефелина наиболее характерна связь с Na2O (r=0,94 при R2=0,88) и Al2O3 кислоторастворимым (r=0,91), причем в отличие от существовавшего ранее мнения, связь с Na2O значительно более устойчивая, поскольку Al2O3кр содержится в продуктах распада нефелина в зонах гипергенеза, что подтверждено расчетами. С Al2O3общ. нефелин связан значительно слабее из-за его присутствия в других алюмосиликатах. Титанит очень тесно связан с TiO2 (r=0,95 при R2=0,89), связь ильменита с TiO2 значительно слабее (r=0,73).

Рисунок 1 – Корреляционная связь содержаний оксида фосфора и фтора

Рисунок 2 – Корреляционная связь содержаний нефелина и оксида натрия

Авторы: Марчевская В.В.

Методика рентгенофлуоресцентного определения основных элементов редкометалльных руд Зашихинского месторождения и продуктов их обогащения разработана с использованием метода внешнего стандарта. Анализ ведется с использованием волнового спектрометра последовательного анализа ARL AdvantʹX производства компании Termo Scientific по K-линиям характеристического излучения ниобия, циркония и иттрия, L-линиям характеристического излучения тантала и тория с помощью установленного программного обеспечения OXAS версии 4.1.3. Методика рентгенофлуоресцентного определения основных элементов редкометалльных руд Зашихинского месторождения и продуктов их обогащения используется для определения по III категории точности (рядовой анализ) элементов с содержаниями: ниобия (Nb2O5) от 0,02 до 50%, тантала (Ta2O5) – 0,005-0,5%, циркония (ZrO2) – 0,05-50%, иттрия – 0,01-5%, тория - 0,01-5%. Для этих содержаний расхождения между повторными определениями ниже допустимых расхождений по ОСТ 41-08-214-04.

Авторы: Марчевская В.В., Мухина Т.Н.

Исследования выполнены на шихте, составленной из неизмененных апатит-нефелиновых руд проб с добавлением к ним гипергенно измененных руд. По результатам укрупненных лабораторных испытаний установлено, что максимальная доля гипергенно измененных руд в шихте из неизмененных и измененных апатит-нефелиновых руд, при которой возможно их обогащение по реагентному режиму действующих фабрик, не должна превышать 20-25 %. При этом содержание P2O5 в апатитовом концентрате составляет 39,1-39,4 %, а его извлечение 95-96 % для рядовых неизмененных руд и 85 % для бедных руд. Связь содержания P2O5 в концентрате от доли в шихте измененных руд описывается линейной зависимостью по уравнению регрессии β = aδ + b, где β - содержание P2O5 в концентрате, δ - доля гипергенно измененных руд в шихте (%), a, b – коэффициенты. Выход концентрата γ также линейно связан с долей гипергенно измененных руд (%) в шихте по уравнению γ = aδ + b.

Рис. Корреляционная связь содержания P2O5 в апатитовом концентрате и его выхода от доли измененных руд в шихте

Авторы: Опалев А.С., Марчевская В.В.

Традиционные технологические схемы переработки магнетитовых руд основаны на нескольких стадиях измельчения и магнитной сепарации с получением готового концентрата в последней стадии обогащения. Такое построение схем приводит к переизмельчению магнетита и низкому качеству получаемой продукции, непригодной для прямой бездоменной металлизации.

По результатам выполненных исследований с использованием современного оборудования: анализатора крупности тонких частиц, измерителя магнитных свойств материалов и рентгеновского дифрактометра, установлено монотонное снижение удельной магнитной восприимчивости тонкоизмельченных магнетитовых концентратов, выпускаемых на трех ГОКах, с уменьшением крупности зерен магнетита. Значимость полученных результатов заключается в обосновании рациональности стадиального вывода готового концентрата для уменьшения потерь тонких частиц магнетита с хвостами при получении высококачественных железорудных концентратов в схемах с магнитно-гравитационной сепарацией, что подтверждено данными полупромышленных испытаний.

Рис. Зависимость удельной магнитной восприимчивости магнетитовых концентратов от размера частиц магнетита во фракции