Разработка оптимальных параметров процессов дробления и измельчения медно-молибденовых руд переменного состава

Зоригтын Ганбаатар

Бесплатный автореферат и диссертация по наукам о земле на тему
Разработка оптимальных параметров процессов дробления и измельчения медно-молибденовых руд переменного состава
ВАК РФ 25.00.13, Обогащение полезных ископаемых

Автореферат диссертации по теме "Разработка оптимальных параметров процессов дробления и измельчения медно-молибденовых руд переменного состава"

На правах рукописи

ЗОРИГТЫН ГАНБААТАР

УДК 622.765

РАЗРАБОТКА ОПТИМАЛЬНЫХ ПАРАМЕТРОВ ПРОЦЕССОВ ДРОБЛЕНИЯ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД ПЕРЕМЕННОГО СОСТАВА

Специальность 25 00 13 - "Обогащение полезных ископаемых"

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Москва - 2003

Работа выполнена в Московском государственном горном университете (МГГУ).

Научный руководитель Заслуженный деятель науки РФ, доктор технических наук профессор Авдохин Виктор Михайлович

Официальные оппоненты доктор технических наук Десятое Анатолий Матвеевич; кандидат технических наук Шехирев Дмитрий Витальевич.

Ведущее предприятие -Государственное унитарное предприятие "Центральный научно-исследовательский геологоразведочный институт цветных и благородных металлов".

Защита состоится апреля 2003 г. в 12 часов на заседании диссертационного совета Д212.128.08 при Московском Государственном горном университете по адресу 119991, г Москва, Ленинский проспект, 6

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке МГГУ.

Автореферат разослан Ü¿/" марта 2003 г.

Ученый секретарь диссертационного совета доктор технических наук

Шек Валерий Михайлович

оо?-/1

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Перспективным путем повышения технико-экономических показателей переработки медно-молибденовых руд является совершенствование процессов рудоподготовки. Оптимизация технологических режимов процессов дробления и измельчения позволяет повысить полноту раскрытия минеральных комплексов и извлечение ценных компонентов за счет формирования оптимального флотофракционного состава обогащаемой руды. Эффективная дезинтеграция минеральных комплексов должна достигаться одновременно с сокращением энергоемкости процессов рудоподготовки.

Медно-молибденовые руды характеризуются наиболее низкими содержаниями ценных компонентов в рудах, значительными колебаниями физико-химических свойств руд, вкрапленности рудных минералов и их обогатимости. Поэтому задача исследования закономерностей и повышения эффективности рудоподготовки медно-молибденовых руд особенно актуальна.

Решение поставленной задачи возможно на основе использования современных методов исследования и математического моделирования закономерностей изменения вкрапленности рудных минералов, раскрытия минеральных комплексов различных типов руд в процессах рудоподготовки, флотации ценных компонентов из фракций различной крупности. Значительный вклад в развитие данного направления внесли известные российские и монгольские ученые: В.И. Ревнивцев, В.А. Чантурия, И.И. Максимов, Л.А. Вайсберг, В.А. Арсентьев, Л.А. Глазунов, С.И. Черных, О.Н. Тихонов, В.З Козин, Ш. Отгонбилэг, Ж. Баатарху и др.

Цель работы. Установление закономерностей раскрытия и флотации минеральных комплексов и определение оптимальных параметров процессов дробления и измельчения медно-молибденовых руд переменного состава, обеспечивающих повышение извлечения ценных компонентов, увеличение производительности и снижение энергозатрат.

Методы исследований. В работе использованы гранулометрический, фракционный, минералогический, микроскопический и химический методы анализа исходного сырья и продуктов обогащения; экспериментальные исследования процессов дробления, измельчения и флотации на лабораторных аппаратах и промышленных установках; методы статистической обработки и математического моделирования.

Научные положения, разработанные лично автором диссертации и новизна:

Установлены новые закономерности изменения контрастности влияющих на обогатимость технологических свойств порфировых медно-молибденовых руд месторождения Эрдэнэтийн-Овоо. Показано, что с уменьшением глубины залегания рудного тела от 1540 до 1250 м содержание меди уменьшается на 30-35%, вкрапленность рудных минералов снижается в 2-2,5 раза; первичность руд увеличивается с 40 до 70%, твердость увеличивается на 30%.

Установлены новые закономерности формирования гранулометрического состава, распределения рудных минералов по классам крупности и раскрытия минеральных комплексов при дроблении и измельчении.медно-молибденовых руд. Показано, что для всех типов руд в классе -20 мкм концентрируются раскрытые зерна вторичных минералов меди и молибдена, а в классе + 120 мкм - сростки халькопирита и пирита с пустой породой.

Разработаны новые критерии эффективности процессов дробления и измельчения, представляющие собой величины выхода «продуктивного» класса -12 + 2 мм для мелкодробленой руды и выхода «продуктивного» класса -160 +5 мкм для измельченной руды. Показано что для всех типов руд увеличение выхода «продуктивного» класса обеспечивает снижение энергозатрат и увеличение извлечения ценных компонентов.

Определены оптимальные параметры мелкого дробления, предполагающие ведение процесса в замкнутом цикле при автоматическом поддержании заданного размера разгрузочной щели и производительности дробилки КМД 3000Т2-ДП.

Определены оптимальные параметры процесса шарового измельчения с применением трехпродуктовой классификации и получением готового по крупности продукта в первой стадии; и процесса самоизмельчения руды с контролируемой загрузкой измельчающей среды и регулированием числа оборотов мельницы.

Обоснованность и достоверность научных положений и выводов подтверждается удовлетворительной сходимостью расчетных и экспериментально измеренных значений параметров (коэффициентом Р2=0,85-0,99) гранулометрического состава и флотации медно-молибденовых руд, соответствием результатов лабораторных, опытно-промышленных и промышленных испытаний, положительными результатами внедрения разработок в производство.

Научное значение заключается в установлении закономерностей раскрытия и флотации минеральных комплексов из медно-молибденовых руд различного состава, позволяющих определить оптимальные параметры процессов дробления и измельчения.

Практическое значение состоит в совершенствовании технологии обогащения медно-молибденовых руд Монголии, обеспечивающей за счет эффективного раскрытия и флотации минеральных комплексов повышение извлечения ценных компонентов, производительности и сокращение энергозатрат.

Реализация результатов работы. Основные результаты работы и практические рекомендации использованы при реконструкции дробильного и измельчительного отделений обогатительной фабрики ГОКа "Эрдэнэт" путем внедрения технологии мелкого дробления в замкнутом цикле, двухстадиального измельчения с использованием трехпродуктовой классификации, самоизмельчения с применением контролируемой шаровой загрузки.

Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждались: на научно-практических конференциях по обогащению медно-молибденовых руд (Эрдэнэт, 1998, 2001 гг.) научном симпозиуме «Неделя горняка» (2003г., Москва, МГГУ).

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 4 работах.

Объем работы. Диссертация состоит из введения, пяти глав, заключения, библиографического списка использованной литературы из 115 наименований, изложена на 142 страницах текста, содержит 35 рисунков и 21 таблицу.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

1. Исследования технологических свойств медно-молибденовых руд ГОКа "Эрдэнэт"

Месторождение Эрдэнзтийн-Овоо представляет собой крупный медно-молибденовый штокверк, сформированный в гранодиорит-порфирах третьей фазы и частично во вмещающих их гранодиоритах и кварцевых диоритах ранних фаз позднепермского селенгинского комплекса. Распределение оруденения носит неравномерный, но непрерывный характер. Интенсивность оруденения затухает от центра к периферии и на глубину. Главным полезным компонентом является медь, а попутными — молибден, серебро, рений и сера.

В пределах месторождения прослеживается вертикальная зональность. Зона окисления и выщелачивания колеблется по глубине от первых десятков метров до 60—80 м и в зоне Центрального разлома достигает 150—170 м Содержание меди составляет до 0,8 %, степень ее окисления — от 30 до 58 % Зона вторичного сульфидного обогащения развита по всей площади месторождения. Она не имеет четкой нижней границы и постепенно переходит в первичные руды

Сульфидные минералы представлены в основном пиритом, халькопиритом и молибденитом С уменьшением глубины залегания рудного тела от 1540 до 1250 м содержание меди уменьшается с 0,87 до 0,46 %, содержание молибдена практически не изменяется. Доля вторичных медных минералов уменьшается с 65 до 30 %, первичных увеличивается с 28 до 55%, окисленных уменьшается с 6 до 3,5 %.

Результаты стереологического анализа образцов руд с различных горизонтов показывают, что с уменьшением абсолютной глубины залегания с 1540 до 1200 м происходит симбатное уменьшение вкрапленности всех сульфидных минералов меди и соответственно среднего диаметра зерен всех минеральных форм меди (рис.1). Аналогичным образом снижается крупность зерен пирита и молибденита.

Абсолютная глубина залегания, м

Рис.1. Зависимости изменения вкрапленности медных минералов от глубины залегания

1. Халькопирит, 2. Халькозин, ковеллин, 3 Окисленные минералы; 4. Средняя крупность медных минералов

Прочность руды с уменьшением глубины залегания увеличивается и составляет на глубине 1200 м 1,15-1,3 от соответствующего значения на глубине залегания 1540 м (верхняя отметка карьера).

2. Закономерности раскрытия и флотации минеральных комплексов медно-молибденовых руд

В измельченной руде целесообразно выделить пять классов крупности, отличающихся по степени раскрытия минеральных комплексов и по флотируемости. Классы крупности: 1. -5 мкм; 2. -20+5 мкм; 3. -80 +20 мкм; 4. -160+80 мкм; +160 мкм.

Классы 1 и 5 Характеризуются низкой флотируемостью (менее « 70%), что обусловлено в первую очередь чрезмерно малой или большой

крупностью частиц. Классы 2 и 4 характеризуются достаточно высокой флотируемостью (80-90%), класс 3 имеет максимальную флотируемость (90-95%). Объединенный выход классов 2-4 характеризует долю руды, в наилучшей степени подготовленной к флотации, и в дальнейшем называется выход «продуктивного» класса. Изменение флотофракцион-ного состава руды при измельчении обуславливает эффективность ее флотации.

100

50 100 150 200 250

Крупность зерен, мк

Рис.2. Влияние крупности медных минералов на их флотируемость. 1. Халькозин; 2. Халькопирит 3. Смесь халькозина и халькопирита (1:1) (Собиратель - 5-703 (15 г/т), рН = 10,5)

Анализ диаграмм на рис.3 показывает, что при повышении продолжительности измельчения до 75% класса -74 мкм, происходит закономерное изменение выходов классов'1 и 2 - увеличение выходов; 4 и 5 - уменьшение выходов; 3 - увеличение выходов со снижающейся динамикой.

1 2 3 4 5

Классы крупности

Рис.3. Изменение выходов минеральных фракций различной крупности при измельчении руды.

Классы крупности: 1. 5 мкм; 2. 20+5 мкм; 3. 80 +20 мкм; 4. 160+80 мкм; 5. +160 мкм.

крупность измельчения: А - 65% кл. -74 мкм; Б - 69% кл. -74 мкм, В - 72% кл. -74 мкм; Г - 75% кл. -74 мкм

Анализ результатов фракционного анализа измельченной руды (рис.4.), показывает, что крупность зерен и включений всех минералов меди в пульпе обратно пропорциональна глубине, с которой была добыта руда. Средняя крупность зерен халькопирита вдвое превышает соответствующее значение для зерен и включений вторичных сульфидов меди, и в 2,4 раза - окисленных минералов меди

Сопоставление размеров вкрапленности медных минералов в руде различных горизонтов и размеров зерен и включений этих же минералов в измельченной руде показывает наличие устойчивой закономерности сохранения постоянства коэффициента сокращения размера зерен медных минералов при их измельчении (К<0

Кь = 0,1 Ор, (1)

где Ог, йр - средний размер зерен меди в руде и твердой фазе пульпы после операции измельчения.

Установленная закономерность иллюстрируется рис.4, где представлены зависимости изменения коэффициента сокращения размера зерна минерала при измельчении от глубины залегания рудного тела.

1200 1300 1400 1500

Глубина залегания, м

1600

Рис.4. Зависимость коэффициента уменьшения размера зерен минералов при измельчении от глубины залегания измельчаемой руды (сод. класса -74 мк 65%) 1. Халькопирит; 2. Борнит, халькозин; 3. Окисленные минералы меди

Различия в измельчаемости медных минералов являются основной причиной неравномерного распределения по классам крупности как для смешанных, так и для первичных руд. В мелких классах концентрируются вторичные сульфиды и окисленные минералы меди, молибденит. В остальных классах распределение первичных и вторичных сульфидов меди достаточно равномерно.

Повышение степени измельчения первичных руд до 70% класса -74 мкм приводит к заметному увеличению раскрытия минеральных комплексов. Доля раскрытых минералов меди во фракции 44 мкм первичных руд увеличивается до 80%, во фракции 74 мкм - до 50% (рис.5).

О 50 100 150 200 250 300 Крупность зерен, мкм

50 100 150 200 250

Крупность зерен, мкм

Рис.5. Характеристики минеральных фракций различной крупности в измельченной смешанной руде верхних (а) и нижних (б) горизонтов (65% кл. -74 мк)

1. Доля меди в раскрытом виде; 2. Содержание меди; 3. Извлечение меди в коллективной флотации

Анализ полученных результатов показывает наличие устойчивой связи между степенью раскрытия минеральных комплексов и их флотируемостью. Фракции с долей медных минералов в раскрытом виде более 60% характеризуются высоким извлечением, близким к соответствующим значениям для чистых минералов (90-95%). При уменьшении доли раскрытых минералов меди от 40 до 5 % извлечение меди падает от 85 до 40%. Зависимости флотируемости от степени раскрытия сростков для различных типов руд весьма близки. Анализ полученных результатов показывает, что, независимо от размеров исходной вкрапленности сульфидных минералов, потери ценных компонентов с классом +160 мкм, обусловленные низкой флотируемостью сростков сульфидных минералов с пустой породой.

Таким образом, оптимальные условия измельчения руд определяются двумя параметрами: глубиной измельчения, или выходом «готового» класса крупности; и эффективностью измельчения, или выходом «продуктивного» класса крупности.

Оценка оптимальной степени измельчения руды, проведенная по данным о флотируемости ценных компонентов из отдельных классов

крупности при различных степенях измельчения (табл.1,2), показала, что смешанные руды целесообразно измельчать до крупности 65 % кл. -74 мкм а первичные руды нижних горизонтов - до крупности 72 % кл. -74 мкм (рис. 6). Критерием оценки служила величина извлечения меди в коллективный концентрат.

Таблица 1

Изменение пофракционного извлечения меди в коллективный концентрат при варьировании степени измельченности смешанной руды верхних горизонтов

Классы крупности Выход класса -74 мк в измельченном продукте, %

65 69 72 75

1 (- 5 мм) 78,2 77,3 76,1 74,5

2 (-20 + 5 мм) 92,2 91,5 90,6 89,6

3 (-80 +20 мм) 95,5 95,0 94,4 93,3

4 (-160+ 80 мм) 79,6 79,2 78,4 77,3

5 (+160 мм) 45,0 44,2 43,3 42,2

Общее извлечение 87,26 87,27 86,53 85,42

Таблица 2

Изменение пофракционного извлечения меди в коллективный концентрат при варьировании степени измельченности первичной руды нижних горизонтов

Классы крупности Выход класса -74 мк в измельченном продукте, %

65 69 72 75

- 5 мм 79,2 78,3 77,6 76,5

-20 + 5 мм 92,0 91,7 90,9 89,9

-80 +20 мм 94,0 93,6 93,0 92,3

-160 + 80 мм 69,6 68,2 66,4 64,3

+160 мм 32,0 30,6 29,3 27,2

Общее извлечение 85,66 86,27 86,43 86,40

Рис.6. Зависимость извлечения меди в концентрат коллективной флотации от крупности измельчения 1. Смешанная руда верхних горизонтов; 2. Первичная руда нижних горизонтов

3. Оптимальные параметры процессов дробления и измельчения медно-молибденовых руд

В качестве критерия эффективности процесса мелкого дробления предложено использовать выход в дробленой руде «продуктивного» класса +2 -12 мм. Выбор нижней границы крупности (2 мм) обусловлен непродуктивным расходом электроэнергии на дробление. При снижении ширины разгрузочной щели происходит заметный рост энергозатрат: с 0,73 квтч/т при Б = 9,5 мм до 0,87 при Э = 7,0 мм.

Выбор в качестве верхней границы крупности 12 мм обусловлен неэффективным измельчением крупных фракций в шаровых мельницах Зависимости выхода «продуктивного» класса дробленой руды (+2-12 мм) от ширины разгрузочной щели, как видно из рис. 8, носят экстремальный характер. Ведение процесса дробления в замкнутом цикле позволяет получить оптимальный по гранулометрическому составу продукт, характеризующийся максимальным выходом «продуктивного» класса в области значений ширины разгрузочной щели 8,5-10,5 мм. При этом абсолютное значение выхода «продуктивного» класса в дробленой руде (72,5%) значительно превышает соответствующее значение для открытого цикла (63%) при эквивалентных энергозатратах.

Ширина разгрузочной швли.мм

* Рис.7. Зависимость выходов фракций дробленой руды

различной крупности от величины разгрузочной щели при работе дробилки КМД 3000 Т-2П в замкнутом цикле с грохотом 1. Выход класса -2 мм. 2. Выход класса +12 мм. 3. Выход класса +2 -12 мм

Для исследования возможности повышения эффективности процесса самоизмельчения применением добавок стальных шаров мельницы самоизмельчения были оснащены специальной ударостойкой футеровкой и разгрузочными решетками, имеющими щелевидные отверстия шириной 15 мм. Измельчение осуществлялось по действующей схеме с ликвидацией операции додрабливания крупнокусковой фракции разгрузки мельницы полусамоизмельчения.

Количество шаров диаметром 100 мм в мельнице увеличивали от 2 % от объема барабана (15 т до 10 % (75 т). После загрузки мельницы шарами в количестве 5 % от объема барабана наблюдается изменение ее производительности.

г Уравнение регрессии, связывающее производительность мельницы

- О (т/ч) и массу шаров в барабане М (т) имеет вид зависимости

^ О = 0,0239 М2 + 3,0676 М + 126. (2)

Эксплуатация мельниц первой стадии в режиме полусамоизмельчения показала, что добавление в мельницы самоизмельчения шаров позволила существенно интенсифицировать процесс измельчения и сделала его малочувствительным к изменению

физико-механических характеристик перерабатываемых руд по сравнению с самоизмельчением.

На рис.8, представлены гранулометрические характеристики измельченной руды с использованием разработанной схемы. Как видно из рис. 8, в зависимости от производительности мельницы, при различных значениях шаровой нагрузки, достигается максимальный выход «продуктивного» класса + 5 - 160 мкм.

«66

Еб4 5

о. с

3 бз

х 2 Ш

62 61

-------

г /

/ !-в-9 1

-з1

100

40 80 Шаровая загрузка,т

Рис. 8. Зависимости выхода класса крупности +5 - 160 мкм от величины загрузки шаров в мельницу самоизмельчения:

1. При производительности 240 т/ч;

2. При производительности 270 т/ч;

3. При производительности 300 т/ч.

При загрузке ММС шарами на 10-12% её объёма (75-90т) производительность ММС увеличивается в 1.3-1.4 раза, а потребляемая мощность в 1.2-1.25 раза. Наибольшая эффективность измельчения достигается при шаровой загрузке от 8 до 12%. С учетом производительности мельницы оптимальная степень шаровой нагрузки в мельницу самоизмельчения составляет 80-85 т (10,7-11,3%).

4. Совершенствование процессов дробления и измельчения медно-молибденовых руд

Алгоритм управления величиной разгрузочной щели дробилки включает первоначальную установку разгрузочной щели при помощи системы регулирования щели и дальнейшее регулирование ширины разгрузочной щели, осуществляемое по объему (тоннажу) руды, прошедшему через дробилку (метод шаговой наработки).

Методика проверки параметров процесса дробления предполагала контроль величины производительности, а также потребления электроэнергии главным приводом дробилки.

Формула для определения шаговой наработки (П) при эксплуатации дробилки КМД-ЗОООТ2-ДП

П=Пср1 Од8/дср, (3)

где Пор - средняя шаговая наработка за исследуемый период работы дробилки, равная 10880т; qcp - удельная производительность дробилки при работе за исследуемый период, равная 40 т/ч • мм; дз - удельная производительность дробилки, рассчитанная как отношение О к размеру разгрузочной щели (Б), т/ч * мм.

Порядок установления режимов работы дробилки включает определение и настройку размера разгрузочной щели (в интервале 8,5-9 мм)) и расчет средней (8+1,32/2) при последующей подтяжке на один зуб; определение максимально допустимой производительности дробилки; определение токовой нагрузки (или потребляемой мощности) при установившемся режиме работы дробилки.

После достижения шаговой наработки, рассчитанной по формуле (3) производится регулировка разгрузочной щели путем подтяжки регулятора щели на 1 зуб (предполагаемая компенсация износа в 1,32 мм) с установкой необходимого режима дробилки с обязательным контролем соответствия производительности ранее установленной потребляемой мощности (токовой нагрузки). Применение разработанной методики поддержания оптимальной ширины разгрузочной щели дробилки и ее произволительности повысило выход продуктивного класса (+2 - 12 мм) с 76.2 до 80,0 %, что позволило сократить расходы на дробление на 0,03 доллара США на 1 т переработанной руды.

Усовершенствованная схема измельчения (рис.10) включает установленные на первой стадии классификации трехпродуктовые

гидроциклоны, изготавливаемые на базе гидроциклонов ГЦ-1400. Эти аппараты, простые в изготовлении и эксплуатации, обеспечивают эффективную классификацию материала на узкие классы крупности.

НамсКУр-« ГиДроциютди <400

¡ЗоЗм.-

4»-? 77 о

H*ooçjy>W__

Гидронимом 1*00

f-ièZz*Z] 1 иаьЗтыи

14§адт[1з.б | и52*5Л** i

яЩя

ItUlP 9Яя4&

Рис. 10. Усовершенствованная схема отделения шарового измельчения на ОФ ГОКа «Эрдэнэт»

В табл. 3. приведены сводные результаты опробования схемы двухстадиального измельчения и классификации с использованием в первой стадии трехпродуктового гидроциклона на базе ГЦ-1400.

Преимуществом внедряемой схемы измельчения над проектной схемой является возможность получения слива с оптимальным грансоставом для флотации при меньшем ошламовании и повышении производительности мельниц МШЦ 5.5x6.5 (табл.3).

Внедрение усовершенствованной схемы отделения рудоизмельчения на обогатительной фабрике ГОКа "Эрдэнэт" позволило повысить извлечение меди в коллективный концентрат в среднем на 0,88%, производительность рудных мельниц на 10-15%, в целом по обогатительной фабрике более 2 млн.т руды в год.

Таблица 3

Изменение параметров измельчения и технологических показателей при внедрении схемы измельчения с применением трехпродуктовых гидроциклонов

Параметры Проектная схема Новая схема

Содержание класса +200 мкм, % 12,21 8,9

Содержание класса +160 мкм, % 14,7 10,5

Выход класса -80 мкм, % 64.13 66 76

Содержание класса -5 мкм, % 10,5 10,0

Выход класса +5-160 мкм, % 74,8 79,5

Содержание меди в руде, % 0.887 0.874

Содерж. меди в колл. конц-те,% 12.66 13.23

Извл. меди в колл. конц-т,% 85.46 86.34

Производ-ть мельницы, т/час 245 275

Внедрение двухстадиальной схемы измельчения с применением трехпродуктовых гидроциклонов дало экономический эффект в сумме 784 тыс. долларов США в год.

На основании положительных результатов промышленных испытаний полусамоизмельчения первая секция отделения самоизмельчения была переведена в режим полусамоизмельчения с контролируемой шаровой загрузкой.

В соответствии с результатами полупромышленных испытаний оптимальная шаровая загрузка мельниц самоизмельчения составила 8090 т (10.5-12% от объёма барабана).

В условиях варьирования уровня заполнения (30-35%) барабана смесью руды и шаров, стабилизация заданной производительности по руде достигалась путём изменения частоты вращения барабана от 9 до 11 об/мин за счёт вариации частоты тока через преобразователь частоты в интервале 50-40 гц.

Внедрение полусамоизмельчения на СП "Эрдэнзт" обеспечило увеличение переработки руды и часовой производительности мельниц в 1.3 раза, снижение удельного расхода электроэнергии и футеровки, упрощение технологической схемы рудоподготовки за счёт вывода из схемы операции додрабливания крупнокусковых фракций разгрузки ММС

Заключение и выводы

В диссертационной работе дано новое решение актуальной научной задачи разработки оптимальных параметров процессов дробления и измельчения медно-молибденовых руд переменного состава, обеспечивающих за счет эффективного раскрытия и флотации минеральных комплексов повышение извлечения ценных компонентов, повышение производительности и сокращение энергозатрат.

Основные выводы заключаются в следующем.

1. Установлены новые закономерности изменения контрастности влияющих на обогатимость технологических свойств порфировых медно-молибденовых руд месторождения Эрдэнэтийн-Овоо. Показано, что с уменьшением глубины залегания рудного тела от 1540 до 1250 м и переходе из зоны окисления и вторичного оруднения в зону первичных руд, содержание меди уменьшается на 30-35%, вкрапленность рудных минералов снижается в 2-2,5 раза; первичность руд увеличивается с 40 до 70%, твердость увеличивается на 30%.

2. Установлены закономерности распределения и раскрытия рудных минералов по классам крупности измельченной руды. Показано, что образующийся при измельчении медно-молибденовых руд класс - 20 мкм характеризуется повышенным содержанием окисленных и вторичных минералов меди, молибденита. Показано, что в классе +160 мкм ценные компоненты находятся в сростках с минералами пустой породы. Показано, что повышение степени измельчения первичных руд с 65 до 72 % кл. -74 мкм увеличивает долю раскрытых минералов меди во фракции зерен крупностью 44 мкм с 67 до 80%, во фракции зерен крупностью 74 мкм с 43 до 50%.

3. Установлены закономерности флотируемости минералов меди из фракций различной крупности. Показано, что классы - 5 мкм и + 160 мкм характеризуются низкой флотируемостью (менее 70%), что обусловлено в первую очередь чрезмерно малой или большой крупностью частиц. Классы +5 -20 мкм и +100 -160 мкм характеризуются относительно высокой флотируемостью (80-90%), класс +20 -100 мкм имеет максимальную флотируемость (90-95%). Разработан новый критерий эффективности процесса измельчения: выход «продуктивного» класса крупностью +5 -160 мкм.

4. Установлены зависимости, связывающие флотируемость медных минералов из фракций крупности +5 -160 мкм с содержанием раскрытых

минералов меди для смешанных и первичных руд. Показано, что причиной снижения извлечения минералов меди из фракций является увеличение доли сростков и уменьшение относительной доли в сростках медных минералов. Обосновано совместное использование в качестве критериев эффективности измельчения руды: выхода фракции «готового» класса крупности и «продуктивного» класса крупности.

5. С использованием установленных закономерностей формирования гранулометрического состава и флотируемости медных минералов из фракций различной крупности определена оптимальная степень измельчения смешанных и первичных руд: соответственно до содержания 65 и 72 % класса -74 мкм. С использованием разработанного критерия эффективности показана возможность повышения эффективности измельчения медно-молибденовых руд с применением схемы двухстадиального измельчения с трехпродуктовой классификацией, самоизмельчения с применением регулируемой шаровой загрузки.

6. Установлены закономерности мелкого дробления руды в замкнутом цикле. Показано, что снижение размера разгрузочной щели менее 8 мм ведет к росту выхода класса -2 мм и увеличению энергозатрат на дробление. Разработан новый критерий эффективности процесса мелкого дробления: выход «продуктивного» класса крупностью -12 +2 мм.

7. Определены оптимальные параметры процесса мелкого дробления, включающие ведение процесса в замкнутом цикле при автоматическом поддержании размера разгрузочной щели в диапазоне 8,5 - 10,5 мм и заданной производительности дробилки КМД 3000. Показано, что применение разработанного режима увеличивает выход «продуктивного» класса крупности дробленой руды (-12 +2 мм) с 76.2 до 80,0 %, что позволяет сократить затраты на дробление на 0,03 доллара США на 1 т руды.

8. Определены оптимальные параметры процесса шарового измельчения, включающие двухстадиальное измельчение в шаровых мельницах, трехпродуктовую классификацию с получением готового по крупности продукта в первой стадии. Показано, что применение разработанного режима позволяет повысить выход «продуктивного» класса с 74,8 до 79,5 %, что обеспечивает повышение извлечения меди в коллективной флотации с 74,8 до 79,5%, повышение качества коллективного концентрата с 12,66 до 13,23%, при повышении производительности мельниц с 245 до 275т/ч.

9. Определены оптимальные параметры процесса самоизмельчения руды, предусматривающего добавление контролируемой массы шаров в объеме 80-90 т (10,5 -12 % от объема барабана) и регулирование числа оборотов мельницы в диапазоне от 9 до 11 об/мин.

10. Внедрение разработанных мероприятий по совершенствованию технологических режимов процессов мелкого дробления, шарового измельчения и полусамоизмельчения на обогатительной фабрике ГОКа «Эрдэнэт» позволило за счет повышения извлечения металлов в товарную продукцию, производительности фабрики и сокращения затрат электроэнергии получить годовой экономический эффект, приходящийся на долю автора, в размере 385 тыс. долларов США.

Основное содержание диссертации изложено в следующих публикациях:

1. Ганбаатар 3., Дэлгэрбат Л.. Определение алгоритмических зависимостей для контроля и оптимального управления дробилкой КМД-3000Т2-ДП применительно к условиям ДТО ОФ СП «Эрдэнэт» // Новые решения в технике и технологии добычи и переработки руд. -Сб. докл. расш. засед. науч.-пракг. конф., 3-5 окт. 2002 г., Эрдэнэт. - С.208-216.

2. Ганбаатар 3., Дэлгэрбат Л.. Результаты разработки и внедрения автоматизированной агрегатно-технологической системы управления работой дробилки КМД-3000Т2-ДП // Новые решения в технике и технологии добычи и переработки руд. -Сб. докл. расш. засед науч.-пракг. конф., 3-5 окт. 2002 г., Эрдэнэт. -С.255-29.

3. Ганбаатар 3., Авдохин В.М. Повышение эффективности раскрытия минеральных комплексов в процессах рудоподготовки медно-молибденовых руд // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2003. -№1. - С.55-57.

4. Ганбаатар 3., Гэзэгт Ш. Совершенствование процессов измельчения медно-молибденовых руд на ОФ ГОКа «Эрдэнэт» // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2003. -№1. - С.66-68.

Подписано в печать /?■ 03 1005_Формат 60x90/16

Объем 1 п.л. Тираж 100 экз. Заказ № В8Н_

Типография МГГУ. Ленинский пр., 6

г'

2-оаЗ

Содержание диссертации, кандидата технических наук, Зоригтын Ганбаатар

ВВЕДЕНИЕ

ГЛАВА 1. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА МЕДНО

МОЛИБДЕНОВЫХ РУД И ПОВЫШЕНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРОЦЕССОВ РУДОПОДГОТОВКИ

1.1. Характеристика порфировых медно-молибденовых руд

1.2. Технологии рудоподготовки и обогащения медно-молибденовых 14 РУД

1.3. Влияние параметров медно-молибденовых руд на показатели 19 флотационного обогащения

1.4. Совершенствование процессов рудоподготовки порфировых 24 медно-молибденовых и полиметаллических руд

Выводы к главе

ГЛАВА 2. ИССЛЕДОВАНИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СВОЙСТВ

МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД ГОКа "ЭРДЭНЭТ"

2.1. Особенности геологического строения месторождения 34 Эрдэнетийн - Овоо

2.2. Закономерности изменения минералогического состава руд

2.3. Закономерности изменения вкрапленности основных рудных 47 минералов

Выводы к главе

ГЛАВА 3. ИССЛЕДОВАНИЕ ЗАКОНОМЕРНОСТЕЙ РАСКРЫТИЯ И 55 ФЛОТАЦИИ МИНЕРАЛЬНЫХ КОМПЛЕКСОВ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД

3.1. Исследования закономерностей формирования 56 гранулометрического состава

3.2. Исследования закономерностей распределения ценных 62 компонентов по классам крупности

3.3. Исследование закономерностей флотации минеральных 72 компонентов из классов различной крупности

Выводы к главе

ГЛАВА 4. ИССЛЕДОВАНИЯ И РАЗРАБОТКА ОПТИМАЛЬНЫХ

ПАРАМЕТРОВ ПРОЦЕССОВ ДРОБЛЕНИЯ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ

4.1. Определение оптимальных параметров процесса мелкого 84 дробления

4.2. Определение оптимальных параметров процессов шарового 95 измельчения и классификации

4.3. Определение оптимальных параметров процесса 99 самоизмельчения

Выводы к главе

ГЛАВА 5. СОВЕРЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ДРОБЛЕНИЯ И

ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ МЕДНО-МОЛИБДЕНОВЫХ РУД

5.1. Оптимизация мелкого измельчения на основе технологического 109 контроля и управления работой дробилки КМДЗОООТ2- ДП

5.2. Разработка и внедрение двухстадиальной схемы шарового 116 измельчения с применением трехпродуктовых гидроциклонов

5.3. Разработка и внедрение технологии полусамоизмельчения с 119 регулируемой шаровой загрузкой

Выводы к главе

Введение Диссертация по наукам о земле, на тему "Разработка оптимальных параметров процессов дробления и измельчения медно-молибденовых руд переменного состава"

Перспективным путем повышения технико-экономических показателей переработки медно-молибденовых руд является совершенствование процессов рудоподготовки. Оптимизация технологических режимов процессов дробления и измельчения позволяет повысить полноту раскрытия минеральных комплексов и извлечение ценных компонентов за счет формирования оптимального флотофракционного состава обогащаемой руды. Эффективная дезинтеграция минеральных комплексов должна достигаться одновременно с сокращением энергоемкости процессов рудоподготовки.

Решение поставленной задачи возможно на основе использования современных методов исследования и математического моделирования закономерностей изменения вкрапленности рудных минералов, раскрытия минеральных комплексов различных типов руд в процессах рудоподготовки, флотации ценных компонентов из фракций различной крупности. Значительный вклад в развитие данного направления внесли известные российские и монгольские ученые: В.И. Ревнивцев, В.А. Чантурия, И.И. Максимов, JI.A. Вайсберг В.А. Арсентьев, JI.A. Глазунов, С.И. Черных, О.Н. Тихонов, В.З Козин, Ш. Отгонбилэг, Ж. Баатарху и др.

Цель работы. Установление закономерностей раскрытия и флотации минеральных комплексов и определение оптимальных параметров процессов к 5 дробления и измельчения медно-молибденовых руд переменного состава, обеспечивающих повышение извлечения ценных компонентов, увеличение производительности и снижение энергозатрат.

Научные положения, разработанные лично автором диссертации и новизна:

Установлены новые закономерности формирования гранулометрического состава, распределения рудных минералов по классам крупности и раскрытия минеральных комплексов при дроблении и измельчении медно-молибденовых руд. Показано, что для всех типов руд в классе -20 мкм концентрируются раскрытые зерна вторичных минералов меди и молибдена, а в классе +120 мкм - сростки халькопирита и пирита с пустой породой.

Разработаны новые критерии эффективности процессов дробления и измельчения, представляющие собой величины выхода «продуктивного» 4t класса -12 + 2 мм для мелкодробленой руды и выхода «продуктивного» класса

-160 +5 мкм для измельченной руды. Показано что для всех типов руд увеличение выхода «продуктивного» класса обеспечивает снижение энергозатрат и увеличение извлечения ценных компонентов.

Обоснованность и достоверность научных положений и выводов подтверждается удовлетворительной сходимостью расчетных и экспериментально измеренных значений параметров (коэффициентом R =0,85-0,99) гранулометрического состава и флотации медно-молибденовых руд, соответствием результатов лабораторных, опытно-промышленных и промышленных испытаний, положительными результатами внедрения разработок в производство.

Научное значение работы заключается в установление закономерностей раскрытия и флотации минеральных комплексов из медно-молибденовых руд различного состава, позволяющих определить оптимальные параметры процессов дробления и измельчения.

Практическое значение работы состоит в совершенствовании технологии рудоподготовки медно-молибденовых руд Монголии, обеспечивающей повышение эффективность обогащения за счет повышения извлечения ценных компонентов, повышения производительности и сокращения энергозатрат.

Реализация результатов работы. Основные результаты работы и практические рекомендации были использованы при реконструкции дробильного и измельчительного отделений обогатительной фабрики ГОКа "Эрдэнэт" путем внедрения технологии мелкого дробления в замкнутом цикле, двухстадиального измельчения с использованием трехпродуктовой классификации, самоизмельчения с применением контролируемой шаровой загрузки.

Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждались: на научно-практических конференциях по обогащению медно-молибденовых руд (Эрдэнэт - 1998, 2001 г.г.) научном симпозиуме «Неделя горняка» (2003 г., Москва, МГГУ).

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 4 печатных работах.

Заключение Диссертация по теме "Обогащение полезных ископаемых", Зоригтын Ганбаатар

Основные выводы заключаются в следующем.

1. Установлены новые закономерности изменения контрастности влияющих на обогатимость технологических свойств медно-молибденовых руд месторождения Эрдэнэтийн-Овоо. Показано, что с уменьшением глубины залегания от 1540 до 1250 м и переходе из зоны окисления и вторичного оруднения в зону первичных руд, содержание меди уменьшается на 30-35%, вкрапленность рудных минералов снижается в 2-2,5 раза; первичность руд увеличивается с 40 до 70%, твердость увеличивается на 30%.

2. Установлены закономерности распределения и раскрытия рудных минералов по классам крупности измельченной руды. Показано, что образующийся при измельчении медно-молибденовых руд класс - 20 мкм характеризуется повышенным содержанием окисленных и вторичных минералов меди, молибденита. Показано, что в классе + 160 мкм ценные компоненты находятся в сростках с минералами пустой породы. Показано, что повышение степени измельчения первичных руд с 65 до 72 % кл. -74 мкм увеличивает долю раскрытых минералов меди во фракции зерен крупностью 44 мкм с 67 до 80%, во фракции зерен крупностью 74 мкм с 43 до 50%.

3. Установлены закономерности флотируемости минералов меди из фракций различной крупности. Показано, что классы - 5 мкм и +160 мкм характеризуются низкой флотируемостью (менее 70%), что обусловлено в первую очередь чрезмерно малой или большой крупностью частиц. Классы +5 -20 мкм и +100 -160 мкм характеризуются относительно высокой флотируемостью (80-90%), класс +20 -100 мкм имеет максимальную флотируемость (90-95%). Разработан новый критерий эффективности процесса измельчения: выход «продуктивного» класса крупностью +5 -160 мкм.

4. Установлены зависимости, связывающая флотируемость медных минералов из фракций крупности +5 -160 мкм с содержанием раскрытых минералов меди для смешанных и первичных руд. Показано, что причиной снижения извлечения минералов меди из фракций является увеличение доли сростков и уменьшение относительной доли в сростках медных минералов. Обосновано совместное использование в качестве критериев эффективности измельчения руды: выхода фракции «готового» класса крупности и «продуктивного» класса крупности.

5. С использованием установленных закономерностей формирования гранулометрического состава и флотируемости медных минералов из фракций различной крупности определена оптимальная степень измельчения смешанных и первичных руд: соответственно до содержания 65 % и 72 % класса -74 мкм. С использованием разработанного критерия эффективности показана возможность повышения эффективности измельчения медно-молибденовых руд с применения схемы двухстадиального измельчения с трехпродуктовой классификацией и самоизмельчения с применением регулируемой шаровой загрузки.

7. Определены оптимальные параметры процесса мелкого дробления, включающие ведение процесса в замкнутом цикле при автоматическом поддержании размера разгрузочной щели в диапазоне 8,5 - 10,5 мм и заданной производительности дробилки КМД 3000. Показано, что применение разработанного режима увеличивает выход «продуктивного» класса крупности дробленой руды (+2 - 12 мм) с 76.2 до 80,0 %, что позволяет сократить затраты на дробление на 0,03 доллара США на 1 т руды.

Эрдэнэт» позволило за счет повышения извлечения металлов в товарную продукцию, производительности фабрики и сокращения затрат электроэнергии получить годовой экономический эффект, приходящийся на долю автора, в размере 385 тыс. долларов США.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ И ВЫВОДЫ.

В диссертационной работе дано новое решение актуальной научной задачи разработки оптимальных параметров процессов дробления и измельчения медно-молибденовых руд переменного состава, обеспечивающих за счет эффективного раскрытия и флотации минеральных комплексов повышение извлечения ценных компонентов, увеличение производительности и сокращение энергозатрат.

Библиография Диссертация по наукам о земле, кандидата технических наук, Зоригтын Ганбаатар, Москва

1. Абрамов А.А. Технология обогащения руд цветных металлов. М.: Недра, 1983.с. 399.

2. Абрамов А.А., Авдохин В.М., Морозов В.В. Моделирование и контроль флотационного обогащения комплексных руд // Материалы 7-го регионального симпозиума АПКОМ. -М., 1997.М.: МГГУ, 1997. с. 273-277.

3. Авдохин В.М. Моделирование и управление флотацией сульфидов // Комплексные исследования физических свойств горных пород и процессов,- М.: МГИ, 1987,-с.35-40

4. Азарян А.А., Вызов В.Ф. Кузьменко А.Б. Разработка методов и средств оперативного контроля качества минерального сырья при его добыче и переработке // Горный журнал, 2002. №3. С. -65-68.

5. Алехин В.П., Гапонов Г.А. Автоматизация технологических процессов на медной обогатительной фабрике // Обогащение руд, 1999 №3, - с.34-35.

6. Арсентьев В.А., Блатов И.А., Конев В.А. Компьютерное управление технологией доводки медно-никелевых концентратов //Цветные металлы. -2000. -№4. -с.37-39.

7. Асончик К.М., Чаплыгин A.M. Испытания нового режима обогащения медно-молибденовых руд на Алмалыкском комбинате. // Обогащение руд. -2000. № 2. с. 12-14.

8. Баатарху Ж. Пути повышения показателей цикла измельчения на ОФ ГОКа Эрденет // Обогащение руд, 1998, №6. С.3-7.

9. Барский JI.A., Козин В,3. Системный анализ в обогащении полезных ископаемых. -М.: Недра, 1978. -380с.

10. Баранов В.Ф. Обзор технологических схем рудоподготовки // Горный журнал -Обогащение руд, 1997, №4. С. 68-71.

11. Блатов И.А. и др. Компьютерная программа OPTIFLOT для технико-экономической оптимизации флотационных обогатительных фабрик // СПб, Проблемы комплексного использования руд. -Тезисы. с. 44.

12. Блатов И.А., Зеленская JI.B., Андреев Е.Е., Тихонов О.Н. Исследование процессов рудоподготовки и флотации с помощью компьютерного моделирования // Горный вестник -1999-№2-3 с. 58- 62.

13. Богданов О.С., Гольман A.M., Каковский И.А. и др. Физико-химические основы теории флотации.- М.: Наука, 1983. 413 с.

14. Богданов О.С., Максимов И.И., Поднек А.К., Янис Н.А. Теория и технология флотации руд. М.: Недра, 1990,- 364 с.

15. Бондаренко В.П., Яценко В.Н., Андреев Е.Е., Тихонов О.Н. Расчет флотофракционного состава и прогноз показателей при флотации различных типов сырья для ОФ ГМК "Печенганикель" //Цветные металлы. -2001. -№8. -с. 102-105.

16. Бортников А.В. Интенсификация процесса рудоподготовки с использованием мельниц мокрого самоизмельчения // Горный журнал, 1998, №2. С.51-54.

17. Бочаров В.А. Комплексная переработка руд цветных металлов с применением комбинированных технологий // Обогащение руд, 1997. №3. С. 3-6.

18. Бочаров В.А., Интенсивные методы рудо- и пульпоподготовки при комплексной переработке сульфидных руд цветных металлов// Горный информационно-аналитический бюллетень, МГГУ, Москва. 1996. -№6. - С. 40-45.

19. Булах А.Г. Методы термодинамики в минералогии.- JL: Наука, Ленингр. отд-ние, 1974,- 184 с.

20. Быстров В.П., Комков А.А. Анализ влияния состава медного концентрата комбината «Эрдэнэт» на показатели плавки // Цветные металлы. 2000. - № 8. - с. 17-20.

21. Вайсберг Л. А. ,Рубисов Д. Г. Вибрационное грохочение сыпучих материалов: моделирование процесса и технологический расчет грохотов. СПб.: Изд-во Ин-та "Механобр", 1994 - 45с.

22. Вайсберг Л.А., Круппа П.И., Баранов В.Ф. Развитие техники и технологии подготовки руд к обогащению // Цветные металлы, 2002, №2». С. 22-29.

23. Вигдергауз В.Е. Теоретическое обоснование и разработка методов повышения контрастности физико-химических и флотационных свойств сульфидов на основе оптимизации окислительных процессов: Автореф.дис.д-ра техн. наук. М.,1991.-33 с.

24. Гегоев Е., Христов Р. Децентрализованная экспертная система управления обогатительными процессами измельчения и флотации // Год. Мин.-геол. унив., София, 1991, -38, №4, с.39-47.

25. Гэзэгт Ш., Сатаев И.Ш., Давааням С. Опыт флотационного обогащения медно-порфировых руд // // Горный журнал, 1998, №2. С. 55-59.

26. Глембоцкий В.А. Физико-химия флотационных процессов,- М.: Недра, 1972.392 с.

27. Глембоцкий О.В. Особенности флотации сульфидных минералов в связи с их окислением в технологическом процессе: Автореф. дис. канд.техн.наук.- М., 1968.- 23 с.

28. Давааням С., Сатаев И.Ш., Карнаухов С.Н., Десятов A.M., Херсонский М.И. Технология обогащения медно-молибденовых руд с применением собирателя S-730G. // Цветные металлы. 2000. - № 8. - с.68-70.

29. Даваасамбуу Д., Эрдэнэ-Цогт Генетико-технологическая информвтивность химических составов минералов, руд и продуктов обогащения // Горный журнал, 1998, №2. С. 45-47.

30. Даваасамбуу Д. Прогнозирование извлечения меди в коллективный концентрат из медно-порфировых руд на основе их стереологического анализа // Горный журнал, 1998, №2. С. 49-51.

31. Денисов В.А. Проблема измельчения материалов // Тезисы докладов XXXI научно-технической конференции ИЖГТУ, Ижевск, 1998. С. 143-144.

32. Десятое A.M., Херсонский М.И., Гэзэгт Ш., Давааням С., Сатаев И.Ш., Баатархуу Ж. Анализ и совершенствование способов разделения медно-молибденово-пиритных продуктов // Научн. Конф. Эрдэнэт.

33. Дмитриев А.П., Зильбершмидт М.Г. Физические принципы рудоподготовки // Горный журнал, 1999, №1. С.23-27.

34. Изоитко В.М. Особенности минералов и руд, определяющих их технологические свойства // Топорковские чтения. Межд. науч. горно-геол. конф. Рудный, 1999, вып.4. Рудный, 1999. с.310-317.

35. Изоитко В.М.Технологические особенности молибденовых руд // Горный журнал. -1997. -№4. с.20-24.

36. Каковский И.А., Максимов А.В., Сабурова JI.B. О некоторых особенностях флотации пирита //Современное состояние и перспективы развития теории флотации. -М., Наука, 1979. -с. 227-231.

37. Кальгин А.А., Камалетдинов А.В. Управление дробильными агрегатами при приготовлении заполнителя по заданному рецепту // Механизация строительства, 2001, №8. -С.22-24.

38. Ковин Г.М., Машевский Г.Н. Системы автоматического контроля и управления технологическими процессами флотационных фабрик.- М.: Недра, 1981.- 180 с.

39. Козин В.З. Общая схема обогащения полезных ископаемых // Изв. Вузов Горный журнал, 2001. -№4-5. С. 8-16.

40. Конев В.А. Флотация сульфидов,- М.-.Недра, 1985,- 262 с.

41. Конов Х.К., Коршунов В.в., Жилин В.В. Оценка измельчаемости руд методами математической статистики // Цветная металлургия, 2000, №7. С.8-21.

42. Костов В. Особенности кривой гранулометрического состава и ее построение по данным комбинированного анализа // Год. Университет строительства и геодезии, София, 1997-1998, 39, №4.-С.7-16.

43. Коц Г.А., Чернопятов С.Ф., Шманенков И.В. Технологическое опробование и картирование месторождений. М., Недра, 1980.

44. Куркин В.М., Народицкий А.Г., Боровков В.А. Анализ и планирование работы технологических секций дробления в автоматическом режиме // Известия Вузов. Горный журнал, 2002. №2. - С.85-90.

45. Лагунов Ю.А. Обоснование параметров дробильно-измельчительных агрегатов // Горный информационно-аналитический бюллетень, МГГУ, 2000, №4, с.79-82.

46. Лагунова Ю.А. Энергопотребление при дроблении горных пород конусными дробилками // Известия Уральской горно-геологической академии. Горное дело. 2000, №9. -С.158-161.

47. Ласкорин Б.Н., Барский, Л.А., Персиц В.З. Безотходная технология переработки минерального сырья. Системный анализ. М.: Недра, 1984. - 146 с.

48. Леонов С.Б. Окислительно-восстановительные процессы в сульфидной флотации // Современное состояние и перспективы развития теории флотации,- М.: Недра, 1979.- с. 220-226.

49. Максимов И.И. Разработка экономичных способов разделения коллективного медно-молибденово-пиритного концентрата, получаемого на Монголо-Российском предприятии «Эрдэнэт» // Горный журнал, 1997, №4. -С. 32-34.

50. Мальцев В.А., Плеханов K.JL, Дедов П.И. и др. Технология обогащения руд Удоканского месторождения // Известия Вузов Горный журнал, 2001, №4-5. С.121-123.

51. Марюта А.И. Автоматическая оптимизация процесса обогащения руд на магнитообогатительных фабриках. М.: Недра. -1975. - 231 с.

52. Марюта А.И., Качан Ю.Г., Бунько В.А. Автоматическое управление технологическими процессами обогатительных фабрик. М.: Недра, 1983. -234 с.

53. Машевский Г.Н. Разработка научных основ и внедрение новых методов оптимизации реагентного режима в практику флотационного обогащения руд цветных металлов на базе средств ионометрии: Автореф.дис. докт. техн.наук.- Л., 1989.- 39 с.

54. Музеймнек Ю.А. Практика рудоподготовки за рубежом (процесс дробления) // Цветная металлургия, 2001, №12. С. 16-21.

55. Муйземнек Ю.А. Основные направления оптимизации и автоматизации эксплуатационных режимов конусных дробилок // Цветная металлургия, 2000, №11-12. -С.14-18.

56. Мухин Д.И. Разработка базовых основ и построение системы технологической типизации руд на основе ионных параметров флотационной пульпы на СП "Эрдэнэт" // Науч. Конф. Эрдэнэт.,1998.-С.51-55.

57. Мязин В.П., Маркевич Л.Ф. Вещественный состав и обогащение руд и россыпей Восточного Забайкалья. Справочное пособие // ЧИТГТУ, Чита.: Поиск, 2001. 320с.

58. Осадчий A.M. О направлениях усовершенствования конусных дробилок ОАО «Уралмаш» // Горные машины и автоматизация, 2001, №1. С.7-9.

59. Отгонбилэг Ш., Дваацэрэн Г., Баатархуу Ж. Влияние размера вкрапленности сульфидов меди на технологические показатели их обогащения // Горный журнал 1988, №2 С.47-48.

60. Пашков А.А. Снижение энергоемкости процессов рудоподготовки // Цветные металлы, 1999, №7. С. 37-38.

61. Персиц В.З. Разработка и патентование систем автоматизации обогатительных фабрик. М.: Недра, 1987. - 295 с.

62. Петрович С.И., Мукушева А.С., Стукалова Н.Г. Особенности построения и реализации математических моделей в управлении добычей и переработкой многокомпонентных руд // Горн, инф.-аналитич. бюллетень, МГГУ, 2002. -№3. С. 229-231.

63. Петрович С.И., Мукушева А.С., Файзулин М.А. Метод диагностики обогатительных процессов при одновременной переработке различных типов руд // Горн, инф.-аналитич. бюллетень, МГГУ, 2002. -№3. С. 231-233.

64. Плаксин И.Н. Избранные труды "Обогащение полезных ископаемых".- М.: Наука, 1970,-310 с. 50 с.

65. Радайкина Т.А., Нечай JI.A., Максимов И.И. Технология обогащения медно-молибденовых руд на зарубежных обогатительных фабриках // Обогащение руд, 1978, №3. -с. 41-43.

66. Ревнивцев В.И. Основные направления развития рудоподготовки и обогащения рудного сырья цветной металлургии // Цветные металлы,- 1997.- N 3.- с. 1-4.

67. Рубинштейн Ю.Б. Кинетика флотации. -М.: Недра, 1980. -375 с.

68. Саградян A.JI., Суворовская Н.А., Кравчацев Б.Г. Контроль технологического процесса флотационных фабрик.- М.: Недра, 1983.- 407 с.

69. Сидоренко Г.А. Методические основы фазового анализа минерального сырья // инеральное сырье, 1999. №4. С. 1-18.

70. Сорокер Л.В., Швиденко А.А. Управление параметрами флотации.- М.: Недра, 1979.- 231 с.

71. Сыса А.Б. Теория и технология процессов рудоподготовки // Владикавказ, Терек, 1997. 119 с.

72. Сыса А.Б., Сыса Т.И. Особенности процесса раскрытия сростков // Изв. Вузов Цветная металлургия, 1997. -№2. С-6-8.

73. Теория и технология флотации руд / О.С. Богданов, И.И. Максимов, А.К. Поднек, Н.А. Янис,- М.: Недра, 1980,- 432 с.

74. Тимухина В.В., Прокофьев Е.В. Использование индикаторного фронта флотации при управлении циклом измельчение-флотация // Известия Вузов. Горный журнал. 2002, №2. С.71-77.

75. Тихонов О.Н. Закономерности эффективного разделения минералов в процессах обогащения полезных ископаемых. М.: Недра, 1984. - 220 с.

76. Тихонов О.Н. Расчет схем обогащения с учетом распределения частиц минерального сырья по их физическим свойствам // Обогащение руд. -1978. -№4. -С. 21-27.

77. Тихонов О.Н., Полещук А.Э. Расчет энергии дробления и измельчения руд и идентификации законов дробления с помощью ЭВМ // Обогащение руд, 1997. -№3. С.7-9.

78. Тюрникова В.И., Наумов М.Б. Повышение эффективности флотации.- М.: Недра, 1980.- 223 с.

79. Улитенко К.Я., Соколов Н.В., Меликян Р.В. Програмно-технический комплекс АСУТП измельчения // Тезисы докладов Ш конгресса обогатителей стран СНГ. -Альтекс. М., 2001. С.177-178.

80. Хотылев О.В. Роль детального гранулометрического анализа для контроля процессов гравитационного обогащения // Известия Вузов Геология и разведка. 2001, №4. -С.136-140.

81. Цыпин Е.В. Научные основы и технологии предварительного обогащения минерального и технологического сырья // Автореф. дисс. докт. техн. наук, Екатеринбург, 2000. 43с.

82. Цыпин Е.В. Оценка технологической эффективности процессов обогатительной технологии // Известия Вузов. Горный журнал, 2001, №5. С. 16-21

83. Чантурия В.А. Современные проблемы обогащения минерального сырья в России // Вестн. ОГГН РАН, 1998. -№4. С.39-61

84. Чантурия В.А. Теоретические основы повышения контрастности свойств и эффективности разделения минеральных компонентов // Цветные металлы, 1998.-№9.С. 11-17.

85. Чантурия В.А., Вигдергауз В.Е. Лунин В.Д. Высокоэффективные методы рудоподготовки и комплексной переработки полиметаллических руд // Горный вестник, 1997, №5. С.93-102.

86. Чантурия Е.Л., Башлыкова Т.В. Перспективы использования технологической минералогии для определения рациональной глубины дезинтеграции и обогащения труднообогатимых руд // Тезисы докладов юбилейных Плаксинских чтений. М., 2000. С.10-11.

87. Чаплыгин А.Н., Гапонов Г.А., Асончик К.М. и др. Совершенствование технологии обогащения медно-молибденовых руд // Обогащение руд. 1999. - № 8. - С.27-30.

88. Черных С.И., Коршунов В.В., Конов Х.К. О шаровом и рудно-галечном измельчении в барабанных мельницах при повышенных скоростях вращения // Цветная металлургия, 2001, №8-9. С.5-7.

89. Черных С.И., Шестовец В.В., Коршунов В.В. и др. Рациональная шаровая загрузка основной фактор повышения эффективности измельчения руд // Цветная металлургия, 2001, №2-3. - С.33-37.

90. Alfano G., Saba P., Surracco H. Top size control in fine mineral grinding // Proc. XX Int. Miner. Process. Congr. -Aachen, 1997/ V2. - P.337-344.

91. Bascur O.A., Kennedy J.P. Measuring, managing and maximizing perfomance of mineral processing plants // Proc. of the XIX Int. Mineral Processing Congress, San Francisco, 1995. Littelton, Colorado, USA. - 1995. -V. 1. - p. 225-232.

92. Bonyfazi G., Massacci P. Simulating separation processes by separation function // Proc. of the XIX Int. Mineral Processing Congress, San Francisco, 1995. Littelton, Colorado, USA.- 1995.-V. l.-p. 239-244.

93. Christoph В., Luhmann J., Klein R. Partikelmess techniken im Vergleich -Untersuchungen zur Korngrossenbestimmung toniger Rohstoffe // Ziegelind Int. 2000. -53. -№6. -P.38-45.

94. Ding L., Gustavsson T. Dynamic modelling of flotation circuits // Automation in mining, mineral and metal processing 1998. Preprints of a 9th IF AC Symposium, Cologn, Germany, 1-3 Sept. 1998. - Pergamon, 1998. -p. 206-211.

95. Durao F., Cortez L. A neural network controller of a flotation process. // Proc. of the XX international mineral processing congress, USA, -1995, Ch.42, p.245-250.

96. Hales L.B., Colby R.W., Ynchausti R.A. Intelligent control of mineral processing operation // Proc. of the XIX Int. Mineral Processing Congress, San Francisco, 1995. Littelton, Colorado, USA. - 1995. - V. 1. - p. 283 - 286.

97. Heiskanen K., Morsky P., Knuutinen T. Autogenos grinding parameter estimation // Int. Pcoc. Miner. Process. Congr. Aachen, 1997.V.2. - P. 299-306.

98. Herbst J.A., Pate W.T. Plantwide control: the next step in mineral processing plant optimization // Proc. of the XIX Int. Mineral Processing Congress, San Francisco, 1995. Littelton, Colorado, USA. - 1995. - V. 1. - p. 211-215.

99. Jainsa-Jounela S.-L., Karhu L. Latest Experiences and Benefits Utilizing Outokumpu Mintec Automation Systems at // Mineral Processing Plants, presented at the Cobre '95 conference. Santiago, Chile/ - 1995. - p. 45-49.

100. Kalapudas R., Leppinen J., Heiskanen K. Effect of grinding methods on flotation of sulfide ores // Proc. XXI Int. Miner. Process. Congr. Rome, 2000, .V.A. -Amsterdam. P. A4/104-А4/1И.

101. Karliu L., Ranlancii S. 11 User's Experience of Outokumpu Expert System at Outokumpu Plants. Powder Technology 69.-1992. p. 123-130

102. Kombinierter Einzatz fon Brech und siebanlage / Schuttgut. - 2000. - V6. - №3. - P. 298-299.

103. Mcivor R.E., Weldun T.P., Manoski B.J. Systems approach to grinding improvements at the Tilden concentrator // Mining Ing. (USA), 2000. V. 52, #2,- P. 41-47.

104. Neese Т., Donhauser F. Advances in the theory and practice of hydrocyclone technique // Proc. XXI Int. Miner. Process. Congr. Rome, 2000. -V.A, Amsterdam. P. A4/69-A4/76.

105. Sosa Bianco C. Integrated simulation of a grinding flotation circuit // 22 Conv. Nac. Acapulco, 14-18 oct. 1997, t.2, c.491-502.

106. Spenser S.J., Suterland D.N. Stereological correction of mineral liberation grade distributions // Proc. XXI Int. Miner. Process. Congr. Rome, 2000, V.A. Amsterdam. -P. A2/1-A2/8.

107. Tumidajski T. Certain aspects of the analysis of particle size distributions of grained materials //Arch Mining. Sci., 1997, 42, #2. - P.305-318

Информация о работе

Зоригтын Ганбаатар
кандидата технических наук
Москва, 2003
ВАК 25.00.13

Диссертация

Разработка оптимальных параметров процессов дробления и измельчения медно-молибденовых руд переменного состава - тема диссертации по наукам о земле, скачайте бесплатно

Автореферат

Похожие работы