Ингулецкое месторождение

СОДЕРЖАНИЕ ВВЕДЕНИЕ

1. ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ, СЫРЬЯ

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА ДРОБЛЕНИЯ

3. РАСЧЕТ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ

4. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА ОБОГАЩЕНИЯ

5. МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ ПЕРЕДЕЛ

6. АНТИВИРУСНЫЕ ПРОГРАММЫ СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ ВВЕДЕНИЕ Успехи микроэлектроники начиная с конца ХХ века обусловили бурный рост производства и стремительное совершенствование в области ПК. В соответствии с этим развивается системное и прикладное программное обеспечение. В данное время без преувеличения практического использования ПК можно подтвердить интеллектуальное обеспечение на пике научнотехнического прогресса во всех промышленно развитых странах мира.

Больше 10 лет насчитывали более 400 000 видов компьютерных технологий в различных сферах жизни.

Обеспечение соответствующими программами компьютера многократно усиливает научно-технические и производственные возможности персонала, существенно повышает эффективность производства, а также научных исследований. Именно эта эффективность является движущейся силой расширяющегося ежегодно выпуска ПК. Темпы качественного совершенствования и количественного роста производства оставляют далеко позади аналогичные показатели для изделий других видов.

Металлургия является наукой ёмкой сложной в производственном отношении и много связано с отраслью промышленности. Металлурги, кроме задач непосредственного управления технологическими процессами, в своей деятельности часто сталкиваются с необходимостью выполнения достаточно сложной научно-технологической и инженерно-экономических расчетах, а также решают задачи математического моделирования и активизации металлургических процессов. Также обоснованно принимают те или иные решения которые должны быть оптимальными. Обычно для решения производственной задачи время жёстко ограниченно, а производственная ситуация может резко измениться поэтому для реализации требуются определённые навыки применять компьютер на практике для решения задач:

Технологической, научно-технической и инженерно-экономической направленности. 1]

1. ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ, СЫРЬЯ Ингулецкое месторождение

1.Тип месторождения

2.Его графическое место расположения

3.Способ получения добычи получения ископаемого

4.Вещество состав исходного сырья (указать минералы рудные, не рудные)

5.Химические формулы этого месторождения

6.Описать физические свойства сырья (крепость, плотность, влажность, текстура, структура и гранулометрический состав руд)

Ингулецкое месторождение расположено в замковой части Лихмановской синклинали, занимающей крайнее южное положение в Криворожской структуре. Саксаганская свита криворожской серии Ингулецкого месторождения, как и других месторождений Криворожского бассейна сложена чередующимися сланцевыми и железистыми горизонтами. Начинается разрез свиты первым сланцевым горизонтом, завершается шестым железистым горизонтом.

Формирование современного строения и состава железорудной и вмещающих толщ месторождения было обусловлено проявлением нескольких геологических процессов (седиментогенез, динамотермальный метаморфизм, формирование складчатых и разрывных нарушений, натриевый метасоматоз, гидротермальные явления и др.); завершающим является гипергенез.

Процессы выветривания происходили в породах железистокремнистой формации неоднократно, были связаны с перерывами в осадконакоплении. Наиболее древней является кора выветривания гранитоидов палео-мезоархейского возраста, сыгравшая роль субстрата при формировании толщи базальтоидов конкской серии (неоархей). На выветренной поверхности метабазитов конкской серии залегает толща метакластолитов и метабазитов новокриворожской свиты, занимающая базальное положение в разрезе криворожской серии (палеопротерозой). Продукты выветривания первых двух этапов гипергенеза в первичном виде не сохранились. Под действием динамотермального метаморфизма они были преобразованы в серицит-кварц-хлоритовые и близкие по составу сланцы .

Третий этап совпал с перерывом между осаждением саксаганской и гданцевской свит. В этот период происходило формирование основных тектонических элементов Криворожской структуры и в ее составе Лихмановской синклинали. Ранее образовавшиеся породы, в том числе железистые подверглись выветриванию и размыву. В базальной части гданцевской свиты присутствуют мелкие залежи богатых железных руд — продуктов перемыва выветренных железистых пород саксаганской свиты. Продукты выветривания этого этапа и богатые железные руды позднее также подверглись динамотермальному метаморфизму.

Четвертый, послекриворожский этап гипергенеза характеризуется большой длительностью (протерозой-кайнозой), формированием мощных площадных и линейных кор выветривания. Он также сопровождался перемывом продуктов выветривания пород саксаганской свиты, формированием в базальной части кайнозойского осадочного чехла линзовидных тел бедных и богатых хемогенно-кластогенных железных руд. В пределах Ингулецкого месторождения и прилегающих участков наблюдаются фациальные переходы руд этой генетической разновидности в марганцевые руды (в восточном направлении) и высокожелезистые бокситы (в южном направлении).

По характеру изменений первичных пород к нему примыкает пятый, неоген-антропогеновый этап гипергенеза. Современные процессы выветривания железистых кварцитов и сланцев сопровождаются выносом K, Na, Ca, Mg; практически не изменяется содержание в составе пород Si, Тi; накапливаются Fe2O3, в меньшей мере Al2O3. Вместе с кремнеземом и водой они являются основными породои минералобразующими химическими компонентами кор выветривания железистых пород Ингулецкого месторождения.

Вертикальная мощность коры выветривания железистых пород, образовавшейся на протяжении последних двух этапов гипергенеза, в разрезах разных участков месторождения Ингулецкого ГОКа и разных стратиграфических горизонтов саксаганской свиты колеблется от 10−15 до 300−320 м.

Результаты геологических и минералогических исследований показали, что интенсивность гипергенных изменений железистых пород обусловлена, главным образом, действием двух факторов: 1) их минеральным составом; 2) степенью тектонической подготовки. Влиянием этих факторов обусловлены следующие наиболее важные особенности коры выветривания железисто-кремнистой формации месторождения. 1. Минеральный состав, структура и текстура пород сланцевых горизонтов Ингулецкого, как и других железорудных месторождений Криворожского бассейна обусловливает их значительно более слабую водопроницаемость для гипергенных растворов по сравнению с породами железистых горизонтов. В основном, этим определено относительно слабое влияние агентов выветривания на сланцы и, как следствие, — меньшая вертикальная мощность коры выветривания пород сланцевых горизонтов (от 10−15 до 50−60 м) по сравнению с породами железистых горизонтов (от 25−30 до 270−300 м и более) [2−4, 6−9, 12, 14].

2. В направлении с юга на север, т. е. в направлении развития карьера Ингулецкого ГОКа отмечается значительное увеличение вертикальной мощности коры выветривания железистых пород. Это связано с погружением в указанном направлении поверхности контакта саксаганской и гданцевской свит, для которой характерна повышенная водопроницаемость; повышением степени трещиноватости горных пород, а также с уменьшением объема сланцевых горизонтов в составе саксаганской свиты.

3. Для всех участков месторождения характерна большая разница по вертикальной мощности коры выветривания между нижней (от первого сланцевого до пятого сланцевого горизонтов) и верхней (пятый, шестой железистый и разделяющий их шестой сланцевый горизонты) частями разреза саксаганской свиты. Для первого, второго, третьего, четвертого железистых горизонтов этот показатель изменяется от 25−30 м в южной части месторождения Ингулецкого ГОКа до 60−70 м в северной; для пятого и шестого железистых горизонтов его значения составляют, соответственно, 50−60 и 270−300 м. Этот феномен отмечается для большинства железорудных месторождений Кривбасса и также объясняется различием железистых кварцитов нижней и верхней частей разреза саксаганской свиты по минеральному составу, структуре, текстуре, трещиноватости, водопроницаемости и другим показателям.

В настоящее время на Ингулецком ГОКе изучается вопрос вовлечения в отработку бедных гематитовых руд (гематитовых кварцитов) месторождения с целью производства из них гематитового концентрата.

По указанным выше причинам основной минерально-сырьевой базой будущего горнообогатительного комплекса является залежь гематитовых кварцитов пятого и шестого железистых горизонтов.

Ниже коры выветривания пятый и шестой железистые горизонты представляют собой довольно однородную по составу и строению толщу магнетитовых кварцитов [1, 3, 13], содержащих разное количество гематита (железной слюдки). Истинная мощность толщи до 400 м.

Пятый железистый горизонт сложен магнетитовыми, в меньшем количестве железнослюдко-магнетитовыми кварцитами. Магнетитовые кварциты образуют пластовые тела обеих периферийных зон горизонта (лежачего и висячего бока). Центральную часть разреза горизонта слагает маломощный прерывистый пласт железнослюдко-магнетитовых кварцитов. В приконтактовых зонах с пятым и шестым сланцевыми горизонтами присутствуют маломощные (до 5 м) пласты и линзы силикатмагнетитовых кварцитов. Среднее содержание Feобщ. в составе железистых кварцитов горизонта около 37 мас.%, Feмагн. — от 15 до 35%. Мощность горизонта изменяется от 20−50 м на крыльях Лихмановской синклинали до более 250 м в ее замковой части.

Шестой сланцевый горизонт занимает центральное положение в разрезе толщи пятого-шестого железистых горизонтов. До последнего времени он не выделялся, входил в качестве одной из трех составных частей в состав пятого железистого горизонта (по старой стратиграфической схеме). Но постоянное присутствие в разрезе последнего 3−4 пластов сланцев гранат-куммингтонит-биотит-кварц-хлоритового состава (мощность от 1 до 5 м), перемежающихся с 2−3 пластами малорудных железнослюдко-магнетитовых и магнетитовых кварцитов (мощность от 1 до 12 м), явилось основанием для выделения их объединенной толщи в качестве самостоятельного шестого сланцевого горизонта. Среднее содержание Feобщ. в составе сланцев горизонта от 10 до 25 мас.%, Feмагн. — от 0 до 10%. Среднее содержание Feобщ. в составе переслаивающихся со сланцами малорудных железистых кварцитов горизонта от 20 до 30 мас.%, Feмагн. — от 10 до 20%. Шестой сланцевый горизонт фиксируется в обоих крыльях Лихмановской синклинали и в ее шарнире в виде пластовых и линзовидных тел мощностью от 1−3 до 15−20 м.

Шестой железистый горизонт сложен железнослюдкомагнетитовыми, магнетит-железнослюдковими кварцитами, в незначительном количестве — магнетитовыми кварцитами. В приконтактовых зонах с шестым сланцевым горизонтами отмечаются маломощные пласты и линзы силикат-магнетитовых кварцитов. Среднее содержание Feобщ. в составе железистых кварцитов горизонта несколько ниже соответствующего показателя пятого железистого горизонта — около 35 мас.%, Feмагн. — от 10 до 30%. Мощность горизонта изменяется от 10−40 м на крыльях Лихмановской синклинали до более 200 м в ее замковой части.

Выветривание способствует существенному уменьшению минерального разнообразия железистых кварцитов и сланцев. Входящие в состав их невыветренных разновидностей железистые, магнезиальножелезистые и кальций-магнезиально-железистые карбонаты (сидерит, сидероплезит, пистомезит, ферродоломит и др.) в гипергенных условиях замещаются дисперсным гематитом. Железистые и магнезиальножелезистые силикаты (куммингтонит, миннесотаит, селадонит и др.) замещаются агрегатом дисперсного гематита и кварца (халцедона, опала); глинозем-содержащие силикаты (биотит, хлорит, гранат (альмандин), стильпномелан и др.) — аграгатом дисперсного гематита, кварца и каолинита; железистые сульфиды (пирит, пирротин, марказит и др.) — дисперсным гематитом; магнетит — мартитом. Относительно устойчивыми к действию факторов выветривания являются кварц и железная слюдка. В самых верхних частях коры выветривания заметную роль играют новообразованные гидроксиды железа (гетит, дисперсный гетит лепидокрокит). Таким образом, выветренные железистые породы сложены кварцем и гематитом с примесью гетита и каолинита.

Их количественными соотношениями, а также присутствием реликтовых минералов определяются особенности вертикальной зональности коры выветривания железисто-кремнистой формации месторождения.

Значительная мощность коры выветривания пятого и шестого железистых горизонтов обусловила более высокую по сравнению с другими стратиграфическими горизонтами саксаганской свиты четкость проявления ее вертикальной минералогической зональности. Одним из первых на зональное строение коры выветривания этих горизонтов обратил внимание М. В. Педан. Проявления вертикальной минералогической зональности коры выветривания отмечали также другие исследователи. Основываясь на результатах топоминералогических исследований коры выветривания пятого и шестого железистых горизонтов авторы выделили в ее вертикальном разрезе четыре зоны гипергенных изменений первичных магнетитовых кварцитов (сверху вниз по разрезу): 1) гетит-мартитовая; 2) мартитовая; 3) магнетит-мартитовая; 4) мартитмагнетитовая (рис. 3).

Зона мартит-магнетитовая является зоной слабых гипергенных изменений исходных железистых кварцитов. Для нее характерно частичное замещение магнетита, силикатов и железистых карбонатов гипергенными минералами. Содержание мартита в отдельных пробах колеблется от 5 до 15 мас.%, обычно не превышает 8−10 мас.%, количество дисперсного гематита не более 3−5 мас.%. Вертикальная мощность мартит-магнетитовой зоны около 15 м в центральной части месторождения (по маркшейдерской оси 50) и около 30 м в его северной части (по маркшейдерской оси 70). Далее к северу (маркшейдерская ось 80) ее мощность увеличивается до 30−45 м.

В забоях карьера мартит-магнетитовая зона фиксируется по появлению послойных темнокрасных примазок дисперсного гематита в силикат-содержащих железистых кварцитах. В разных участках вскрытой карьером части месторождения магнетит-мартитовая зона отмечается на глубине от -150−180 до -210−240 м. К маркшейдерской оси 80 глубина нижней границы зоны возрастает до 400 м. Мартит-магнетитовая зона характеризуется постепенными переходами к залегающим ниже невыветренным магнетитовым кварцитам пятого и шестого железистых горизонтов. Среднее содержание минералов в составе железистых кварцитов этой зоны приведено в табл. 1.

Зона магнетит-мартитовая — зона умеренных гипергенных изменений исходных магнетитовых кварцитов. Контакт с предыдущей зоной постепенный. От мартит-магнетитовой зоны отличается боле высоким содержанием мартита в составе железистых кварцитов (для отдельных проб — от 15 до 30 объемн.%) по сравнению с содержанием магнетита (от 5 до 15%).

Вертикальная мощность магнетит-мартитовой зоны увеличивается в направлении с юга на север: в среднем от 30 м в центральной части месторождения (уровень маркшейдерских осей 46−50) до 45 м по маркшейдерской оси 70 и до 60 м по маркшейдерской оси 80. В разны участках вскрытой карьером части месторождения зона фиксируется на глубинах от -120−150 м до -150−180 м.

Средний минеральный состав (объемн.%) железистых пород из разных зон коры выветривания объединенной толщи пятого, шестого железистых и шестого сланцевого горизонтов Зона мартитовая — зона интенсивных гипергенных изменений. Сложена мартит-железнослюдковыми, железнослюдко-мартитовыми, мартитовыми, дисперсногематит-мартитовыми и редко встречающимися мартит-дисперсногематитовыми кварцитами. Переход к этой зоне от предыдущей постепенный, фиксируется по снижению содержания магнетита до значений менее 5 объемн.%.

Вертикальная мощность мартитовой зоны наибольшая из всех зон коры выветривания. Как и для выше описанных зон, этот ее показатель закономерно увеличивается в направлении с юга на север: в среднем от 70 м в центральной части месторождения (уровень маркшейдерской оси 50) до 200 м по маркшейдерской оси 70 и до 350 м по маркшейдерской оси 80. В разных участках вскрытой карьером части месторождения нижняя граница зоны фиксируется на глубине от +15-(-15) до -120−150 м.

Для железистых кварцитов мартитовой зоны характерна повышенная трещиноватость. Текстура их реликтовая слоистая, локально проявлены характерные для коры выветривания жильная, кавернозная текстура с выполнением полостей натечными агрегатами гетита, сливным кварцем, халцедоном, кальцитом и доломитом, другими гипергенными минералами. Поверхность контакта этой зоны и выше расположенной гетит-мартитовой зоны сложная, плащеобразная. Минеральный состав железистых кварцитов мартитовой зоны приведен в табл. 1.

Зона гетит-мартитовая — зона максимальных гипергенных изменений железистых пород изученных стратиграфических горизонтов.

Сложена гетитизированными породами мартитовой зоны [3, 4, 6, 8, 11]. Контакт гетит-мартитовой зоны с ниже залегающей мартитовой зоной постепенный, фиксируется по увеличению в составе горных пород суммарного содержания гетита и дисперсного гетита до значений, превышающих 5 объемн.%.

Мощность гетит-мартитовой зоны изменяется от 0 до 30 м. Нижняя ее граница фиксируется на уровне гипсометрических горизонтов от +45 м до +15; в карманообразных углублениях локально достигает уровня гипсометрического горизонта -15 м. Сложные контуры подошвы и кровли зоны обусловлены вариациями минерального состава исходных железистых кварцитов, степенью их тектонической нарушенности и, как следствие, — неравномерностью влияния на них агентов выветривания. Выше уровня +45 м железистые кварциты этой зоны перекрыты кайнозойскими осадочными образованиями.

В пределах гетит-мартитовой зоны силикаты и карбонаты практически полностью, а мартит, железная слюдка и кварц частично замещены гетитом, лепидокрокитом, дисперсным гетитом. Гетитизированные мартитовые кварциты с низким содержанием силикатов (мартит-железнослюдковые, железнослюдко-мартитовые, мартитовые и дисперсногематит-мартитовые) в пределах этой зоны характеризуются высокой трещиноватостью, кавернозностью, обилием прожилков гетита и зон метасоматического замещения гетитом кварца, в меньшей степени — мартита, железной слюдки. Силикат-содержащие железистые кварциты пятого и шестого железистых горизонтов, а также сланцы шестого сланцевого горизонта здесь практически полностью превращены в рыхлый землистый агрегат дезинтегрированного кварца, мартита и гидроксидов железа с примесью каолинита. Несмотря на глубокие гипергенные изменения, породы гетит-мартитовой зоны сохранили первичную слоистость.

Описанная зональность залежи гематитовых кварцитов пятого и шестого железистых горизонтов локально усложнена присутствием тел богатых гематитовых руд и зон маршалитизации гематитовых кварцитов. Однако охарактеризованные ее минералогические и геологические особенности характерны для всех участков месторождения.

Результаты топоминералогических исследований коры выветривания железистых пород саксаганской свиты использовались при проведении минералого-технологических исследований гематитовых кварцитов как перспективного железорудного сырья Ингулецкого горно-обогатительного комбината.

Рисунок 1. Технологическая схема дробления.

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА ДРОБЛЕНИЯ Выделяем исходные значения, находящиеся в таблице2 т. е. «Крупность» и «Содержание расчетного класса». Затем на панели инструментов выбираем «Мастер диаграмм/графики/ряд» и подставляем в эти ряды исходные значения. Далее пишем заголовки: название диаграммы, ось Х, ось У, линии сетки — выбираем основные линии, убираем легенду. После этих действий выбираем «Готово». Затем редактируем шрифты: заголовок диаграммы 8, заголовок оси значений 6, формат оси шрифт 4.

3. РАСЧЕТ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ Выбор режима работы и производительности фабрики

Под производительностью обогатительной фабрики понимается производительность её главного цеха, то есть цеха обогащения.

Обогатительная фабрика должна обеспечивать годовую производительность металлургического завода или другого предприятия, перерабатывающего фабричные концентраты согласно контракту или договору.

Суточная производительность фабрики по исходному сырью:

Qc=,

Qc=16*106/340=47 058,82

Где Qc-суточная производительность фабрики по исходному сырью, т;

Q-годовая производительность фабрики, т;

n-запланированное календарное число дней работы обогатительной фабрики в год (таблица 1);

?-коэффициент использования оборудования по времени-отношение чистого времени работы фабрики к запланированному календарному времени.

Работа цеха крупного дробления принимается, как правило, по режиму подачи руды на О.Ф. для цеха среднего и мелкого дробления принимается шестидневная рабочая неделя по три семичасовых смены сутки, то есть круглосуточная работа цеха дробления составит 21 час в сутки, шесть дней в неделю.

Если режим работы какого-либо цеха обогатительной фабрики не совпадает с режимом работы ее главного цеха (цеха обогащения), то суточную производительность такого цеха определяют по формуле:

Qс.ц. =Qс

Qс.ц=47 058,82*7/6=54 901,96т/сут Где Qс.ц.-суточная производимость цеха, т;

mфиmц-число дней работы в неделю фабрики и цеха.

Часовую производительность подсчитывают по формуле:

Q0=,

Q0=(1,1*54 901,96)/21=2875,82т/ч

Где Q0-часовая производительность оборудования, т;

t-расчетное время работы цежа в сутки, ч;

k-поправочныйкоэффициент, учитывающий неравномерность тех свойств сырья, которые влияют на производительность оборудования данного цеха (k?1).Для углеобогатительных фабрик принимают k=1, 1 Для фабрик других полезных ископаемых k=1,1. Построение ситовых характеристик Определение характеристики крупности дробленного продукта первой стадии производится по следующим формулам:

?2-d= ?1-d +?1+d*b1-d при d? i,

?2-d= ?2-d +?1+i*b1-dприd?i,

Где ?2-dсодержание расчетного класса минус dмм в дробленном продукте стадии дробления, д.е.:

?1-d-содержание расчетного класса минус d мм в продукте питания стадии дробления, д.е.: ?1+d-содержание расчетного класса плюс d мм в продукте питания стадии дробления, д.е.:

b1-dсодержание расчетного класса, а разгрузке дробилки при питании ее классом крупнее i, д.е.

Для расчета ситовой характеристики необходимо найти значение z=, D находится в пределах от 0 до Dmax-диаметра максимального куска после дробления. В соответствии с этим диапазоном должны быть заданы расчетные классы. Условная максимальная крупность расчётными Dmax=500мм, щель в дробилке 350 мм. Задаёмся расчётными классами и рассчитываем z.

Таблица1-расчётные классы после первой стадии дробления

Находи содержания класса минус 500 мм. Для этого отмечаем на оси ординат крупность 500 мм, поднимаем перпендикуляр до пересечения линией графика и проводим горизонталь до пересечения с осью абсцисс. Содержание класса +500мм=%т.е. Тогда

?1+500=58,7%=0,587д.е

?1−500=1- ?1+500=1−0,587=0,413 д. е Для руд крепкой твердости при z=1,43 ?1+500=0,9. Тогда:

?2−500= ?1−500+?1+500*b1−500=0,413+0,587*0,91=0,95%

Для построения ситовой характеристики дроблёного продукта после первой стадии дробления откладываем значение

?2+500= 1-?2−500=1−0, 95д. е=5% Для крупности 500 мм Аналогично рассчитываем значения других расчётных классов и наносим точки на график

?2−400= ?1−400+ ?1+400* b1−400=0,334+0,666*0,85=0,9% Для крупности 400 мм

?2+400= 1- ?2−400=1−0, 9=0,1%

?2−300= ?1−300+ ?1+300* b1−300=0,26+0,7*0,725=0,77% Для крупности 300 мм

?2+300= 1- ?2−300=1−0, 77=0,23%

?2−200= ?1−200+ ?1+350* b1−200=0,17+0,7*0,82=0,74% Для крупности 200 мм

?2+200= 1- ?2−200=1−0, 74=0,26%

?2−200= ?1−200+ ?1+350* b1−200=0,09+0,7*0,91=0,73% Для крупности 100 мм

?2−200= 1- ?2−200=1−0, 73=0,27%

Определение характеристики крупности дробленного продукта второй стадии дробления:

?2-d= ?1-d +?1+d*b1-d при d? i,

?2-d= ?2-d +?1+i*b1-dприd?i,

Условная максимальная крупность расчётными Dmax=200мм, щель в дробилке 143 мм.

Задаёмся расчётными классами и рассчитываем z.

Таблица 2 Расчетные классы после второй стадии дробления

содержание расчетного класса на ситовой характеристики дробленного продукта после второй стаи дробления

?2−200= ?1−200+ ?1+200* b1−200=0,74+0,84*0,26=0,95% для крупности 200 мм

?2+200= 1- ?2−200=1−0,95=5%

?2−100= ?1−100+ ?1+143* b1−100=0,73+0,29*0,27=0,81% для крупности 100 мм ?2+100= 1- ?2−100=1−0,81=0,19%

Определение характеристики крупности дробленного продукта третьей стадии дробления:

?2-d= ?1-d +?1+d*b1-d при d? i,

?2-d= ?2-d +?1+i*b1-d приd? i,

Условная максимальная крупность после третьей стадии дробления D4=67мм, щель в дробилке 35 мм.

Задаемся расчетными классами и рассчитываем.

Таблица 3 Расчетные классы после третьей стадии дробления

Определяем содержание расчетного класса на ситовой характеристике дробленного продукта после третьей стадии дробления

?2−100= ?1−100+ ?1+100* b1−100=0,19+0,81*0,8=0,84%

для крупности 100 мм

?2+100= 1- ?2−100=1−0,84=0,16%

?2−75= ?1−75+ ?1+75* b1−75=0,39+0,6*0,64=0,77%

для крупности 75 мм

?2+75= 1- ?2−75=1−0,77=0,23%

?2−50= ?1−50+ ?1+50* b1−50=0,4+0,6*0,41=0,65% для крупности 50 мм

?2+75= 1- ?2−75=1−0,65=0,35%

?2−25= ?1−25+ ?1+25* b1−25=0,21+0,6*0,2=0,33% для крупности 25 мм

?2+25= 1- ?2−25=1−0,33=0,67%

Условная максимальная крупность после третьей стадии дробления D7=25мм, щель в дробилке 10 мм. Задаемся расчетными классами и рассчитываем.

Таблица 4 Расчетные классы после четвертой стадии дробления

Определяем содержание расчетного класса на ситовой характеристике дробленного продукта после четвертой стадии дробления

?2−25= ?1−25+ ?1+25* b1−25=0,67+0,33*0,54=0,85% для крупности 25 мм

?2+25= 1- ?2−25=1−0,85=0,15%

?2−20= ?1−20+ ?1+20* b1−20=0,26+0,67*0, 4=0,53% для крупности 20 мм

?2+20= 1- ?2−20=1−0,53=0,47%

?2−15= ?1−15+ ?1+15* b1−15=0,2+0,67*0,3=0,4% для крупности 15 мм

?2+15= 1- ?2−15=1−0,4=0,6%

?2−10= ?1−10+ ?1+10* b1−10=0,14+0,67*0,2=0,27% для крупности 10 мм

?2+10= 1- ?2−10=1−0,27=0,73%

?2−5= ?1−5+ ?1+5* b1−5=0,06+0,67*0,1=0,13% для крупности 5 мм

?2+5= 1- ?2−5=1−0,13=0,87%

4. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА ОБОГАЩЕНИЯ Расчет баланса металла и количественной схемы обогащения

На фабрику поступает руда с содержанием железа в исходной руде ?=30,5%. На первом этапе расчет производится в относительных показателях по формулам:

исх*?исх=к*?к+хв*?хв гдеисх, к, хввыход соответственно исходного продукта, концентрата, хвостов, %;

?исх, ?к, ?хв-содержание полезного компонента соответственно в исходном продукте, онцентрате, хвостах,%;

?-содержание полезного компонента в исходной руде,%;

?излечение полезного компонента в продукте обогащения,%.

Учитывая, требования потребителей на концентрат задаемся значениями содержания полезного компонента в концентрате.

?к=64,8%, при измельчении? к =83,0%.

Тогда выход концентрата составляет:

?к=83*3,5/64,8=42,9%

задаемся выходом в хвостах

хв=61,05%, при извлечении

?хв=17%. Содержание в хвостах составит:

?хв=33,5*17/57,1=9,97%

результаты расчета сводим в таблицу 5

Таблица 5-Баланс металла

Для расчета качественно-количественной обогащения определяем для всех продуктов в схеме выход (%), содержание расчетного класса (%), извлечение (%).

Принимаем за исходные данные содержание железа:

?=33,5% ?9=33,5%

?8=33,5% ?11=39,8%

?10=37,2% ?13=39,8%

?12=21,1% ?15=9,3%

?14=49% ?17=27%

?16=53,3% ?19=58,8%

?18=49,4% ?21=0%

?20=27% ?23=65,56%

?22=56,9% ?25=6,01%

?24=35,3% ?27 =60%

?26=30% ?29=63%

?28=26,9% ?31=65,2%

?30=28% ?33=19%

?35=19%

?37=60,32%

?32=54,32% ?39=28,69%

?41=64,8%

?34=28,7% ?43=0%

?36=0%

?38=12,72%

?40=64,8%

расчет качественно-количественных показателей обогащения начнем с конца. Классификация:

?13= ?16+ ?17

?13 ?13= ?16 ?16+ ?17 ?17

?13= 67,85+ ?17

39,8(67,85+ ?17)=53,3*67,85+27* ?17

?17=71,56%

?17==63,35%

?13=67,85+71,56=139,41%

?13==181,92%

проверка:

?13=?16+?17

?13=118,57+63,35=181,92%

Результаты расчета качественно-количественной схемы заносим в таблицу 6.

Таблица 6 Результаты расчета качественно-количественной схемы обогащения

5. МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ ПЕРЕДЕЛ ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ЖЕЛЕЗЕ Железо[5.1] является распространенным элементом в природе. Так, по распространению в земной коре оно занимает четвертое место (4,2%) после кислорода (49,7%), кремния (26%) и алюминия (7,45%). Железо как составная часть входит почти во все горные породы, однако многие нельзя считать рудами.

Конкретизируя понятие «полезные ископаемые» применительно к железосодержащим ископаемым, железными рудамиследует называть горные породы, из которых при данном уровне развития техники экономически целесообразно: извлекать железо.

Железо, как известно, обладает сравнительно большим сродством к кислороду и в силу этого в земной коре не обнаруживается в самородном виде, а находится главным образом в соединениях с кислородом и двуоксидом углерода.

Из большого числа встречающихся в земной коре железосодержащих минералов промышленное значение имеют минералы, в которых железо в основном представлено магнитным оксидом Fe304 (72,4% Fe), безводным оксидом Fe203 (70% Fe), водными оксидами mFe203 * nН20 с различным количеством воды (52,3−62,9% Fe), карбонатом железа FeC03 (48,3% Fe).

Магнитный оксид железа в рудах представлен минералом магнетитом. Руду, содержащую в основном магнетит, называют магнитным железнякомили магнетитовой рудой. Магнетит Fe304 можно рассматривать как соединение FeO * Fe203, содержащее 31,04% FeO и 68,96% Fe203.

Магнетит под действием влаги и кислорода атмосферы постепенно окисляется. Оксид FeO в Молекуле FeO * Fe203 реагирует с кислородом воздуха по реакции 4FeO + 02 = 2Fe203. Образовавшийся минерал по своему химическому составу является гематитом, однако из-за отличия в кристаллической решетке называется мартитом.

Таким образом, в природных условиях магнетит в той или иной степени окислен. Для характеристики окисленности магнетита принято пользоваться отношением Feобщ/FeFeO. Вчистом магнетите это отношение равно 72,4:24,3?3,0, а в мартите оно бесконечно велико. Обычно к магнитным железнякам относят руды, в которых это отношение меньше 3,5. При отношении, равном 3,5—7,0, руды относят к полумарти-там, а при отношении, большем 7, — к мартитам.

Магнетит характеризуется высокой магнитной восприимчивостью, и поэтому магнитные железняки пригодны для электромагнитного обогащения, являющегося одним из наиболее эффективных и распространенных способов обогащения железных руд.

Магнитный железняк обычно представлен крепкими, плотными кусковыми рудами. Он содержит обычно 55—60% Fe (иногда лишь 16−30% Fe), 0,02−2,5% S, 0,02−0,7%Р и чаще всего кислую пустую породу (Si02, А1203).

Безводный оксид железа представлен в рудах минералом гематитом. Руды, содержащие в основном гематит, относят обычно к красным железнякам или гематитовым рудам. Красный железняк— это продукт выветривания магнитных железняков, т. е. в значительной мере окисленный магнетит. В нем обычно содержится от 1 до 8% магнетита.

Красный железняк, применяемый в металлургии, содержит обычно 55−60% Fe, а некоторые разновидности — до 69,5% Fe. В ряде случаев в рудах содержится мало: серы и фосфора. Руды бывают кусковые, а иногда пылевидные. Цвет красных железняков колеблется от красного до светло-серого и даже черного, но на фарфоровой пластинке красный железняк всегда дает красную черту. Пустая порода таких руд обычно состоит из Si02 и А1203.

Водные оксиды железа представлены в рудах главным образом минералами лимонитом 2Fe203 * ЗН20 и гетитом Fe203 * Н20. Руды, содержащие в основном эти минералы, называют бурыми железняками. Бурый железняк образуется при выветривании и окислении железных руд других типов. Обычно бурый железняк смешан с глиной или кварцем. В добываемых рудах содержится 37−55%, а чаще 37—40% Fe. Они характеризуются повышенным содержанием фосфора (0,5— 1,5%), иногда в них присутствует в небольшом количестве ванадий (0,03−0,06%).

Бурый железняк наиболее распространен в земной коре. Обычно он беден и влажен, к тому же трудно поддается обогащению, поэтому его используют сравнительно в небольшом количестве.

Карбонат железа представлен в руде минералом сидеритом. Руды, содержащие в основном сидерит, называют шпатовыми железняками. Они обычно встречаются в виде плотных и крепких горных пород или глинистых железняков. В шпатовых железняках содержится 30—40% железа.

Промышлекно используемым является также минерал ильменит FeTi03, встречающийся в сочетании с магнетитом. Руды, в которых преобладает ильменит, называются титаномагнетитами.

Примеси железных руд Кроме указанных соединений железа, в рудах присутствуют различные примеси (тоже в виде соединений), которые в зависимости от вида плавки могут быть полезными и вредными.

К вредным примесям относят серу, цинк и мышьяк. Сера вызывает красноломкость стали, а процесс ее удаления в доменном и сталеплавильном производствах связан с ухудшением технико-экономических показателей. Правда, серу можно легко удалить из руд окислительным обжигом и агломерацией.

Цинк, хохя и не переходит в чугун, но возгоняется и, проникая в швы кладки, приводит к ее росту и разрыву металлического кожуха доменной печи.

Небольшое количество мышьяка можно удалить из руды при агломерации или лучше при специальном обжиге руды, а при доменной и сталеплавильной плавках он переходит в металл. Мышьяк придает стали хладноломкость и ухудшает ее свариваемость.

Такие примеси, как фосфор, никель, хром и медь, являются полезными при выплавке чугуна некоторых марок, в остальных же случаях их, особенно фосфор и медь, относят к вредным примесям. Фосфор вызывает хладноломкость стали, его необходимо удалять при переработке чугуна в сталеплавильных печах.

Ванадий и титан— полезные примеси.

Пустая порода руд в основном состоит из Si02, Al203, СаО и MgO, которые обычно находятся в виде различных соединений. Для доменной плавки желательно, чтобы отношение (СаО + MgO)/(SiO2 + А12О3)? 1. в этом случае не требуются флюсы. Такую руду называют самоплавкой, однако встречается она очень редко. Чаще всего указанное отношение значительно менее 1, т. е. пустая порода руд является кислой.

ДУГОВАЯ ПЕЧЬ. [5.2]

Первая дуговая печь, работающая на трехфазном токе с вертикальными электродами, была построена французским инженером П. Эру в 1899 году. В печи П. Эру жидкая металлическая ванна была защищена от науглероживающего действия электродов слоем жидкого шлака.

Устройство дуговых электропечей Общее описание печи В нашей стране дуговые печи переменного тока строятся в соответствии с установленным типовым рядом вместимостей: 0,5; 1,5; 3; 6; 12; 25; 50; 100; 150 и 200 т.

Дуговая электропечь (рисунок 5) состоит из рабочего пространства (собственно печи) с электродами и токоподводами и механизмов, обеспечивающих наклон печи, удержание и перемещение электродов и загрузку шихты.

Рисунок 5. Дуговая сталеплавильная печь вместимостью 200 т:

1 — электрод; 2 — головка электрододержателя; 3 — полупортал; 4 — подвеска свода; 5 — свод; б — кожух (печь); 7 — люлька; 8 — механизм вращения кожуха; 9 — механизм наклона печи; 10 — опорная станина; 11 — поворотная платформа; 12 — шахта; 13 — гибкие кабели; 14 — телескопическая стойка; 15 — рукав электрододержателя; 16 — токоподвод Плавку стали ведут в рабочем пространстве; на большинстве печей оно имеет свод и стенки, выполненные из огнеупорного материала. Схема такого рабочего пространства показана на рисунке 6. Сверху оно ограничено куполообразным сводом 1, снизу сферическим подом бис боков стенками 2. Огнеупорная кладка пода и стен заключена в металлический кожух. Съемный свод набран из огнеупорных кирпичей, опирающихся на опорное кольцо. Через три симметрично расположенных в своде отверстия в рабочее пространство введены токоподводящие электроды 9, которые с помощью специальных механизмов могут перемещаться вверх и вниз. Печь питается трехфазным переменным током.

Шихтовые материалы загружают напод печи, после их расплавления в печи образуется слой металла и шлака (рисунок 6). Плавление и нагрев осуществляются за счеттепла электрических дуг 5, возникающих между электродами и жидким металлом или металлической шихтой.

Выпуск готовой стали и шлака осуществляют через сталевыпускное отверстие 4 и желоб 3путем наклона рабочего пространства. Рабочее окно 7, закрываемое заслонкой 8, предназначено для контроля за ходом плавки, ремонта пода и загрузки материалов.

Шихту в современных печах загружают сверху в открываемое рабочее пространство с помощью корзины (бадьи) с открывающимся дном; лишь на отдельных ранее построенных печах небольшой емкости (< 40 т) сохранилась завалка шихты мульдами через рабочее окно.

Рабочее пространство печи Печь с рабочим пространством из огнеупоров Форма рабочего пространства. В поперечном сечении дуговая печь круглая. В продольном сечении (рисунок 7) профиль рабочего пространства (внутренние очертания по футеровке) образован сфероконической ванной, стенками над ней и верхней, ограниченной сводом, сферической частью. При этом форма ванны и верхней сферической части у всех печей одинаковы, а стенки, форма которых тесно связана с конфигурацией кожуха, могут быть цилиндрическими (а), наклонными (б)и цилиндроконическими (в). При выборе формы стенок учитывают, что печи с цилиндрическими стенками имеют ряд преимуществ: меньшие габариты, масса и наружная теплоотдаюшая поверхность печи и меньшая длина короткой сети. Основное преимущество печей с цилиндроконическими и наклонными стенками — повышение стойкости футеровки стенок вследствие их отдаления от высокотемпературных электрических дуг. При этом цилиндроконические стенки более предпочтительны, так как у печей с наклонными стенками чрезмерно возрастает диаметр свода. По этой причине большая часть сооружавшихся в последние годы на отечественных заводах электропечей имеют рабочее пространство с цилиндроконическими стенками.

Ванна образована (рисунок 7) нижней сферической частью и откосами 2, которые наклонены под углом 45° к горизонтали. Такой наклон необходим, чтобы магнезитовый порошок при заправке не ссыпался с откосов вниз (угол естественного откоса магнезита близок к 40°). Сферическая форма днища кожуха обеспечивает минимальные теплопотери и расход огнеупоров на кладку пода.

Рисунок 7. Форма кожуха и рабочего пространства электропечей, а — кожух с цилиндрическими стенками; б — с наклонными; в — с цилиндро-коническими; 1 — кожух; 2 — откосы; 3 — разъем кожуха; 4 — футеровка; 5 — кольцевой желоб; 6 — сводовое кольцо; 7 — отверстие для электрода; 8 — рабочее окно Механическое оборудование печи.

Кожух печи выполняется сварным или клепаным из листового железа толщиной 10—30 мм. Он должен обладать достаточной прочностью, чтобы выдержать футеровку, металл и шлак, свод и давление расширяющейся при нагреве кладки, причем нагрев самого кожуха не должен превышать 100—150° С. Кожух имеет, обычно коническую или цилиндрическую форму. Коническая форма облегчает изготовление наклонной кладки печи и заправку откосов, увеличивает стойкость футеровки. Для увеличения прочности кожуха его укрепляют вертикальными ребрами, и горизонтальными поясами жесткости. Днище кожуха больших печей делают сферической формы, которая обеспечивает высокую прочность и минимальный вес кладки оно может быть также коническим с плоской центральной частью или плоским.

Сводовое кольцо служит опорой для огнеупорной кладки свода сварное или клепаное кольцо имеет водяное охлаждение что повышает его стойкость.

В печах с загрузкой сверху для обеспечения герметичности стыка свода и кожуха устраивается песочный затвор. Кольцо свода имеет внизу выступ — нож, который входит в заполненную песком полость верхнего кольцевого пояса жесткости.

Рабочее окно служит для загрузки печей малой емкости, а также для введения различных добавок и флюсующих материалов заправки подины и откосов и др. В печах емкостью 80 т и выше для ускорения этих операций устраивают дополнительно боковое окно Рабочее окно обычно имеет следующие размеры: ширина — 0,4—0,35 диаметра плавильного пространства, высота — 0,8 ширины окна. Окно обрамляется литой или сварной рамой прикрепляемой к кожуху печи. Вверху рамы устанавливают водоохлаждаемую коробку. Рабочее окно перекрывается пустотелой водоохлаждаемой заслонкой. Герметичность прилегания заслонки к арматуре окна обеспечивается наклоном (порядка 5—6° к вертикали) направляющих рамы, в которых движется заслонка Движение заслонки обеспечивается пневматическим или электрическим приводом.

Слитой желоб предназначен для выпуска металла в ковш. Выпускное отверстие — круглое (диаметром 120—150 мм) или прямоугольное (150X250 мм), устраивается с противоположной стороны рабочего окна. На время плавки оно заделывается сухим дробленым доломитом. К выпускному отверстию примыкает металлический желоб, футерованный шамотным кирпичом с огнеупорной обмазкой. Длина желоба всего 1—2 м, чтобы при выпуске не вызывать заметного охлаждения и излишнего окисления жидкого металла.

Уплотняющие кольца (экономайзеры) закрывают промежуток между отверстием в своде и электродом. Они предохраняют электроды от излишнего окисления и нагрева газами, выходящими из печи, обеспечивают герметичность зазора между электродом и сводом. Уплотняющее кольцо выполняется из стали или бронзы в виде полой цилиндрической водоохлаждаемой коробки, которая устанавливается на свод или утоплена в кладку свода. Довольно распространены кольца в виде змеевика из цельнотянутой трубы опускаемого в зазор.

Технология плавки в дуговой печи.

Плавка в дуговой печи начинается с заправки печи. Жидкоподвижные нагретые шлаки сильно разъедают футеровку, которая может быть повреждена и при загрузке. Если подина печи во время не будет закрыта слоем жидкого металла и шлака, то она может быть повреждена дугами. Поэтому перед началом плавки производят ремонт — заправку подины. Перед заправкой с поверхности подины удаляют остатки шлака и металла. На поврежденные места подины и откосов — места перехода подины в стены печи — забрасывают сухой магнезитовый порошок, а в случае больших повреждений — порошок с добавкой пека или смолы.

Заправку производят заправочной машиной, выбрасывающей через. насадку при помощи сжатого воздуха заправочные материалы, или, разбрасывающей материалы по окружности с быстро вращающегося диска, который опускается в открытую печь сверху.

Для наиболее полного использования рабочего пространства печи в центральную ее часть ближе к электродам загружают крупные куски (40%), ближе к откосам средний лом (45%), на подину и на верх загрузки мелкий лом (15%). Мелкие куски должны заполнять промежутки между крупными кусками.

Выплавка сталей включает следующие операции: расплавление металла, удаление содержащихся в нем вредных примесей и газов, раскисление металла, и выливание его из печи в ковш для разливки по изложницам или формам. Значение этих операций и требования, которые они предъявляют к дуговой печи, могут быть весьма различными.

Расплавление скрапа необходимо вести по возможности скорее и с минимальным расходом энергии. Зачастую длительность его превосходит половину продолжительности всей плавки и при этом расходуется 60−80% всей электроэнергии. Характерной особенностью периода является неспокойный электрический режим печи. Горящая между концом электрода и холодным металлом дуга нестабильна, ее длина невелика и сравнительно небольшие изменения в положении электрода или металла (обвал, сдвиг подплавленного куска скрапа) вызывают либо обрыв дуги, либо, наоборот, короткое замыкание. Ход плавления шихты в дуговой печи иллюстрируется рисунок 12. Дуга загорается сначала между концом электрода и поверхностью шихты (рисунок 12, а), причем для повышения ее устойчивости в первые минуты под электроды обычно подкладывают куски кокса или электродного боя. После сгорания последних начинает подплавляться металл я каплями стекать на подину. В шихте образуются колодцы, в которые углубляются опускающиеся электродыдо тех пор, пока они не достигнут подины, на которой во избежание перегрева ее к этому моменту должна быть образована лужа расплавленного металла (рисунок 12, в). Это самый беспокойный, неустойчивый период горения дуги; подплавляемые куски шихты падают на электрод, закорачивая дугу опускании куска шихты под торцом электрода может, наоборот, наступить обрыв тока. Горящая между электродом и расплавленным металлом дуга перегревает металл: начинается размыв и расплавление шихты, окружающей колодцы. Колодцы расширяются, уровень жидкого металла в ванне начинает повышаться, а электроды-подниматься (рисунок 12, в). В конце этого периода почти весь металл оказывается расплавленным; остаются лишь отдельные куски шихты на откосах («настыли», рисунок 12, г), расплавляющиеся последними. Чтобы не затягивать период расплавления, обычно эти «настыли» сбрасывают ломом в глубь ванны. Период расплавления считают законченным, когда весь металл в печи перешел в жидкое состояние. К этому моменту режим горения дуги становится более спокойным, так как температура в печи выше, поверхность металла покрыта слоем шлака, образованным заброшенными в печь в период расплавления кусками извести и всплывающими окислами; длина дуги по сравнению с началом расплавления увеличивается в несколько раз дуга горит устойчивее, количество толчков тока и обрывов уменьшается.

Окислительный период. После окончания периода расплавления начинается окислительный период, задачи которого заключаются в следующем: окисление избыточного углерода, окисление и удаление фосфора; дегазация металла; удаление неметаллических включений, нагрев стали. Окислительный период плавки начинают присадкой железной руды, которую дают в печь порциями. В результате присадки руды происходит насыщение шлака FeO и окисление металла по реакции:

(FeO)=Fe+[O].

Растворенный кислород взаимодействует с растворенным в ванне углеродом по реакции [C] +[O]=CO. Происходит бурное выделение пузырей CO, которые вспенивают поверхность ванны, покрытой шлаком. Поскольку в окислительный период на металле наводят известковый шлак с хорошей жидкоподвижностью, то шлак вспенивается выделяющимися пузырями газа. Уровень шлака становится выше порога рабочего окна и шлак вытекает из печи. Выход шлака усиливают, наклоняя печь в сторону рабочего окна на небольшой угол. Шлак стекает в шлаковик, стоящий под рабочей площадкой цеха. За время окислительного периода окисляют 0,3—0,6% C со средней скоростью 0,3—0,5% С/ч. Для обновления состава шлака одновременно с рудой в печь добавляют известь и небольшие количества плавикового шпата для обеспечения жидкоподвижности шлака. Непрерывное окисление ванны и скачивание окислительного известкового шлака являются непременными условиями удаления из стали фосфора.

Для протекания реакции окисления фосфора

2[P]+5[O]=(P2O5); (Р2O5)+4(СаО)=(СаО)4*P2O5

необходимы высокое содержание кислорода в металле и шлаке, повышенное содержание CaO в шлаке и пониженная температура.

В электропечи первые два условия полностью выполняются. Выполнение последнего условия обеспечивают наводкой свежего шлака и постоянным обновлением шлака, так как шлак, насыщенный (СаО)4*P2O5 скачивается из печи. По ходу окислительного периода происходит дегазация стали—удаление из нее водорода и азота, которые выделяются в пузыри СО, проходящие через металл.