Лаборатория № 32 "Новых технологических процессов и аппаратов"

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.

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 (рисунок). 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.

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 (рисунок 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% (рисунок 2).

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 (рисунок 1);

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

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 (рисунок 1).

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 (рисунок 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. 

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 (рисунок 3).

Выполнен комплекс научно-исследовательских работ по разработке технологического регламента для реконструкции обогатительного комплекса Ковдорского ГОКа, определяющего аппаратурно-технологическую схему переработки руды до 20 млн. тонн в год, включающий общие сведения о перерабатываемом сырье, выпускаемой продукции и отходах, технологиях переработки с представлением качественно-количественных и водно-шламовых схем обогащения; доработку и перерасчет существующей технологической схемы производства с 16 млн. т в год до 20 млн.т в год; разработку рекомендаций по выбору оборудования по объектам реконструкции.

Проведены испытания по опытно-промышленной проверке технологии переработки колумбитовой руды Зашихинского месторождения. Отработаны режимы ее измельчения, гравитации (винтовая сепарация, концентрация на столе, центробежная сепарация). Рассмотрены различные варианты включения в технологию обогащения высокоинтенсивной магнитной сепарации с использованием сепаратора ЭРЛ-20. Рекомендованы эффективные режимы переработки отдельных продуктов разделения (черновых концентратов, промпродуктов и хвостов) на отдельных аппаратах, позволившие по многостадиальной схеме выделить колумбитовые и цирконовые концентраты с требуемым содержанием полезных компонентов. По разработанной комбинированной гравитационно-магнитной схеме обогащения руды получены колумбитовый и цирконовый концентраты, опытные партии которых отправлены Заказчику.

Разработаны технические и технологические решения по определению оптимальных режимов дробления, измельчения, классификации и сепарации руды из различных источников рудной базы АО «Олкон», позволяющие получать качество производимого ЖРК более 70% содержания Feобщ. Даны рекомендации по повышению производительности технологических секций не менее чем на 10% от плановых показателей.