Получены результаты исследования измельчаемости обожженной руды, которая до крупности 45% класса – 0,071мм измельчается легче руды ЮГОКа (коэффициент измельчаемости находится в пределах 1,90—1,0), при более тонком измельчении обожженную руду можно отнести к категории прочных руд (коэффициент измельчаемости снижается по отношению к руде ЮГОКа до 0,67). Измельчаемость обожженной природнолегированной руды в диапазоне крупности от 20 до 60% класса – 0,071мм примерно на 40% ниже измельчаемости сырой лисаковской руды. При более тонком измельчении коэффициент измельчаемости приближается к 1,0 [3].

Исследования обогатимости Орско-Халиловских руд показали, что сухая магнитная сепарация обожженной руды со степенью обжига 124%, крупностью 6—0мм обеспечивает более высокое извлечение железа (94,20%) и кобальта (91,47%) в магнитный продукт, но содержание в нем железа составляет 44,8%. Сухая магнитная сепарация позволяет вывести из процесса хвосты с показателем, %:

Исследование обогащения мокрой магнитной сепарацией позволило установить возможность при измельчении в две стадии до 20% класса – 0,071 мм и 70% класса – 0,071мм получить концентрат с перечисткой по качеству удовлетворяющему промышленность (3-ей группы); %:

Fеобщ = 58,74; Ni = 0,62; Сr_>2О_>3 = 0,91; Со = 0,094;

S= 0,003; ТiО_>2 = 0,31; МgО = 0,69; СаО = 5,31;

АI_>2О_>3 = 5,66; SiО_>2 = 12,48.

Выход концентрата составляет 43,86% при извлечении железа, никеля, кобальта и хрома соответственно 76,18; 58,77; 60,45; 30,70%.

Поведение легирующих компонентов в процессе обогащения отражено на рис. 2, 3. Из графиков рис.2, 3 видна слабо выраженная ассоциационная зависимость элементов. Так, графики рис.2 показывают, что в интервале содержания железа от 13,72 до 28,68% хром имеет большую колеблемость, не показывая какую-либо закономерность При дальнейшем повышении железа до 58,74% содержание хрома имеет тенденцию на снижение (от 1,85 до 0,62%). При интервале содержания железа от 13,72 до 16,42% содержание никеля увеличивается от 0,32 до 0,48%, затем при интервале содержания железа от 16,42 до 25,01% содержание никеля падает от 0,48 до 0,41%, дальнейшее повышение железа в продуктах (вплоть до 58,74%) ведёт к повышению в них никеля от 0,41 до 0,62%.

Ассоциационная зависимость наблюдается также у элементов никеля и кобальта (рис.3). Так, при содержании никеля 0,32%, кобальт равен 0,044%; повышение содержания никеля до 0,48% ведёт к увеличению кобальта до 0,08%, снижение же содержания никеля от 0,48 до 0,41% приводит к соответствующему снижению кобальта от 0,08 до 0,06%. Дальнейшее повышение содержания никеля в прдуктах обогащения от 0,41 до 0,62% приводит к несоразмерному повышению кобальта от 0,06 до 0,094%.

Для выявления оптимальной степени магнетизирующего обжига автором исследовались руды на обогатимость по двухстадиальным схемам при степенях восстановления равным 36,3; 63,0; 104,0; 135,0; 157,0; 162,0%. Результаты обогащения руды, восстановленной при выше указанных степенях восстановления, показаны на приведенных схемах (рис.4).

Проведенные исследования позволили разработать рациональную технологию обогащения природнолегированной руды (рис. 5). Дробление руды предусматривается в две стадии молотковыми дробилками (с регулируемой скоростью вращения ротора, ограниченной по нижнему пределу 300 об/мин). Конечная крупность дробления руды – 12—0мм.

Перед магнетизирующим обжигом предусмотрена сортировка руды на классы 12—6, 6—0мм и раздельный их обжиг.

Обожженная руда подвергается сухой магнитной сепарации, что позволяет вывести из процесса 14,29% бедных железом (13,72%), никелем (0,32%) и кобальтом (0,044%), но богатых хромом (1,99%), хвостов.