Обогащение руд

Ранее уже отмечалось, что большая часть руд в естественном состоянии не пригодна для непосредственного металлургического передела - вследствие низкого содержания железа и высокого содержания пустой породы при плавке получается большое количество шлака, требующего повышенного расхода топлива; работа доменных печей характеризуется при этом низкой производительностью. Повышение концентрации железа в рудах дает существенный экономический эффект – практикой установлено, что увеличение содержания железа в руде на 1 % в среднем снижает удельный расход кокса на 1,4-2,0 % и повышает производительность доменной печи на 2,5-3,0 %. Этот эффект значительно превышает расходы на обогащение. Поэтому в настоящее время почти все руды перед металлургическим переделом подвергаются обогащению.

Обогащение является операцией, в результате которой повышается концентрация полезного элемента (железа, марганца и др.) за счет удаления максимально возможного количества пустой породы. Иногда при обогащении руды с пустой породой удаляется часть вредных примесей.

Обогащение по своему существу является механическим процессом разделения частичек руды, представляющих либо полезный минерал, либо пустую породу. Для этого используют различия по каким-либо свойствам полезного минерала и пустой породы: по цвету, блеску, твердости, плотности, оптическим, электрическим, магнитным и другим свойствам.

Продуктами обогащения являются: концентрат – материал, содержащий полезного минерала больше, чем его было в исходной руде; хвосты – материал, состоящий в основном из пустой породы и содержащий небольшое количество полезного минерала. В сложных схемах обогащения получают продукт, занимающий по содержанию полезного элемента промежуточное положение между концентратом и хвостами – промпродукт. Он подвергается дополнительному обогащению.

Эффективность процесса обогащения характеризуется комплексом показателей.

1. Содержание металла (железа, марганца) в руде (α), концентрате (β) и хвостах (v). Чем выше содержание металла в концентрате и ниже в хвостах, тем лучше качественные показатели обогащения.

2. Выход концентрата, представляющий отношение масс концентрата (М_к) и пошедшей на его получение руды (М_р):

, (7.55)

показывает, какое количество концентрата получается из 1 т руды. Выход концентрата может быть выражен через содержание металла в руде и продуктах обогащения. Используем для этого баланс металла:

М_р α = М_к β + (М_р- М_к) v = М_к β + М_р v - М_к v. (7.56)

или

М_р (α – v) = М_к (β – v).

Отсюда:

(7.57)

3. Степень сокращения показывает, во сколько раз уменьшается количество концентрата по сравнению с количеством пошедшей на его получение руды:

(7.58)

4. Степень обогащения – отношение содержания металла в концентрате и исходной руде:

(7.59)

5. Степень извлечения металла в концентрат (ε) показывает, какая часть его, содержащаяся в руде, перешла в концентрат:

(7.60)

Степень извлечения железа при обогащении железных руд в зависимости от метода обогащения и конструкции аппарата может изменяться от 60 до 95 %. Она зависит и от обогатимости руды, т.е. ее способности обогащаться, которая определяется размером рудных зерен, теснотой их взаимного прорастания с минералами пустой породы и т.п.

6. В ряде случаев для определения эффективности обогащения применяют формулу:

(7.61)

где Z – содержание металла в чистом рудном минерале, % (для магнетита, например, Z = 72,4 %).

В обогатительной промышленности используют разнообразные методы обогащения полезных ископаемых. В зависимости от конкретных физико-химических свойств исходной руды и требований к концентрату на основании предварительных исследований выбирают наиболее подходящий, дающий хорошие результаты и достаточно экономичный. Ниже рассмотрены методы, нашедшие наибольшее распространение при обогащении железных и марганцевых руд.

9.5.1 Обогащение промывкой

Относительно простым методом обогащения, дающим вполне удовлетворительные результаты для руд с песчаной и глинистой постой породой, является п р о м ы в к а.

Под промывкой понимают процесс дезинтеграции (разрыхления, диспергирования) глинистого материала, цементирующего руду, с одновременным отделением его от рудных частиц под действием воды и соответствующих механизмов.

После промывки получается мытая руда, состоящая из рудных частиц, и шламы (слив), содержащие диспергированную в воде глину и небольшое количество рудных частиц. Промывка может быть самостоятельным процессом, после которого выделяется концентрат, или подготовительным процессом, после которого мытая руда направляется на дальнейшее обогащение. Процесс промывки широко применяется для обогащения железных и марганцевых руд, россыпей цветных, редких и благородных металлов, месторождений песка, гравия, каолинового сырья, фосфоритов и других материалов, в которых частицы минералов не связаны взаимным прорастанием, а сцементированы мягким глинистым веществом.

Для промывки руд используется большое количество устройств и машин, различающихся по конструкции и способам дезинтеграции руды и отделения шламов.

Широкое распространение в практике обогащения руд промывкой нашли барабанные промывочные грохоты и бутары, которые в основном имеют такое же устройство, как барабанные грохоты, предназначенные для грохочения, и отличаются от последних наличием приспособлений для более интенсивного механического и гидравлического воздействия на руду. Грохоты предназначаются для легко промывистых руд с небольшим количеством глинистых примесей, а бутары – для руд легкой и средней промывистости крупностью 200-300 мм.

Барабанный промывочный грохот ГБ-1,5 (рис.7.39) имеет цилиндрический барабан, состоящий из четырех секций: двух глухих у загрузочного и разгрузочного концов и двух перфорированных в средней части. Барабан установлен под углом 3-8 градусов к горизонту, имеет диаметр 1500 и общую длину 4200 мм, а перфорированной части – 2500 мм. Размер отверстий в перфорированной части барабана 50 и 10 мм.

Руда загружается во вращающийся (с частотой 10,4 об/мин) барабан, в который через брызгала подается под напором вода. Производительность грохота 60-90 т/ч.

Бутары по сравнению с промывочными грохотами имеют большее отношение длины к диаметру (8300: 1330 мм) и более высокие кольцевые пороги. Барабан бутары состоит из шести секций: двух глухих у загрузочного и разгрузочного концов и четыре перфорированных в средней части барабана. На внутренней поверхности барабана установлены продольные пластины (или угольники) для разрыхления руды и кольцевые пороги, предназначенные для увеличения времени пребывания в бутаре. Вода подается в барабан под давлением 0,2-0,4 МПа через оросительную трубу с насадками. Мелкий материал, прошедший через перфорированную часть барабана, собирается в лоток, установленный под бутарой (или грохотом) и направляется на дальнейшую стадию обработки, крупные куски разгружаются через разгрузочный порог. Некоторые бутары имеют барабан конической или пирамидальной формы. Для труднопромывистых руд в бутарах устанавливаются дополнительные цепи кольцевые пороги. Производительность бутары диаметром 1,5 и длиной 5 м составляет 150-200 т/ч.

Расход воды на промывку зависит от промывистости материала и колеблется от 1 до 6 м³ на 1 т руды.

Скрубберы в отличие от барабанных грохотов и бутар имеют глухие барабаны с торцевыми стенками, снабженными горловинами для загрузки и разгрузки материала (рис.7.40). Благодаря этому рудный материал находится под уровнем пульпы.

Внутри барабана имеются дезинтегрирующие и перемешивающие устройства. В горизонтально установленных скрубберах дезинтегрирующие выступы располагают по винтовой линии, что обеспечивает продвижение материала к разгрузочному концу. Внутренняя поверхность барабана и горловины скруббера футерованы стальными листами.

Вода подается в барабан скруббера по трубе под давлением 0,15-0,3 МПа и выходит вместе с мытой рудой из барабана через разгрузочную горловину. Отделение мытой руды от шлама производится в других машинах. Производительность скруббера в зависимости от частоты вращения (10-24 об/мин) и угла наклона (1-6 градусов) изменяется от 10 до 62 м³/ч.

Скруббер-бутара (рис.7.41) представляет собой глухой барабан, скомбинированный с конической или цилиндрической бутарой, имеющей отверстия диаметром 16-20 мм. Между барабаном и бутарой имеется кольцевой порог. Устанавливается скруббер-бутара горизонтально или наклонно под углом 7 градусов. Для хорошего размыва скорость вращения должна составлять 70-80 % от критической. Максимальная крупность материала в питании скруббер-бутар не превышает 150 мм.

Материал поступает в загрузочное отверстие в торцевой крышке барабана скруббера, где он размывается водой, подаваемой под давлением. Затем руда направляется в бутару для отмывки и выделения мелкой фракции, которая вместе со шламами проходит через отверстия в перфорированной части и попадает в лоток, расположенный под бутарой. Обезвоженная мытая руда разгружается в конце бутары.

Более совершенными являются корытные мойки (рис.7.42), представляющие собой металлическое корыто шириной 1-1,25 м и длиной до 8 м, наклоненное к горизонту под углом 5 градусов. Вдоль оси корыта установлено два вала с лопастями, расположенными по винтовой линии, которые вращаются навстречу друг другу со скоростью около 15 об/мин. Руда поступает в нижнюю часть корыта, на 2/3 заполненную водой. Вращающиеся лопасти не только способствуют размыванию пустой породы, но и перемещают крупные куски руды к разгрузочному концу. Навстречу движущейся вверх руде подается поток воды, который смывает частички пустой породы и выносит их из аппарата. Корытные мойки перерабатывают руду крупностью 70-80 мм. Производительность мойки составляет 50-100 т/ч.

Аналогично устроены бичевые промывочные машины, отличающиеся от корытной мойки только конструкцией вала – шнеки заменены бичами для разбивания комков налипшей глины и руды (рис.7.43). Такие машины применяются для промывки марганцевых руд. Машина состоит из трех ванн, которые руда проходит последовательно. Производительность таких машин достигает 120-130 т/ч при расходе воды 3 м³ на 1 т руды.

Эффективным агрегатом для промывки руды является промывочная башня (рис.7.44), представляющая собой железобетонный чан диаметром 5-10 м и высотой 10-20 м с коническим днищем. В середине чана находится обсадная труба (5), в которой помещается аэролифт (9). Руда загружается питателем (3) и опускается на дно, промываясь восходящими потоками воды, подаваемой снизу через сопла (7). Собравшаяся внизу промытая руда, попадает под колпак (6) и отсюда по центральной трубе аэролифта увлекается сжатым воздухом наверх, где отделяется от воды в сгустительной воронке (1).

При промывке керченской руды (бурых железняков) в башне высотой 4,7 м и диаметром 3 м достигнута производительность около 350 т/сутки при расходе воды 3 м³ на 1 т руды. Как видно, производительность этих агрегатов не велика.

В таблицах 30 и 31 представлены технологические показатели промывки окисленных руд в различных агрегатах (по данным практики).

Таблица 30

Показатели промывки руды в двух скрубберах, работающих последовательно

Руда	Произво-дитель-ность, т/ч	Расход воды, м^3/т	Выход мытой руды, %	Содержание Fe, %	Извлече-ние Fe в мытую руду, %
в питании	в мытой руде	в сливе
Бедная окисленная		0,4	78,9	44,8	47,1	31,4	82,4
Россыпная среднепромывистая		0,5	63,9	43,6	52,6	27,8	77,0
Россыпная труднопромывистая		0,7	74,4	41,2	45,2	29,7	81,6

Таблица 31

Показатели промывки железной руды Керченского месторождения

в корытной мойке в один прием и промывной башне

Руда	Выход мытой руды, %	Содержание Fe, %	Извлечение Fe в мытую руду, %
в питании	в мытой руде	в сливе
в корытной мойке
Бедная	80,7	39,5	41,4	31,5	84,6
Богатая	85,2	44,0	46,0	32,5	89,0
в промывочных башнях
Богатая	80,0	43,2	47,2	27,0	87,6
Бедная	80,0	38,4	42,4	22,4	88,3
Коричневая	75,1	40,1	44,0	28,4	82,5

Как видно из приведенных данных, результаты промывки не очень высоки по содержанию Fe и повышению его концентрации в мытой руде (концентрате).

Однако эта операция считается экономически выгодной, т.к. увеличение содержания Fe на 3-4 % все равно делает руду более ценным сырьем для доменной плавки. Учитывая сравнительную дешевизну этого способа обогащения, он имеет весьма широкое применение на современных горнорудных предприятиях как в нашей стране, так и за рубежом. Для обогащения окисленных руд.

Этот способ обогащения применяется и для обогащения марганцевых руд. Так, при обогащении никопольских марганцевых руд в бичевых промывочных машинах получены следующие результаты (табл.32).

Таблица 32

Показатели обогащения промывкой марганцевой руды

продукт	Выход, %	Содержание Mn, %	Извлечение Mn, %
Мытая руда	49,8	39,8	71,1
Слив	50,2	15,2	28,9
Исходная руда	100,0	27,8	100,0

Несмотря на простоту устройств для обогащения промывкой, этот метод имеет ряд недостатков, главные из которых: а) высокий расход воды – около 5 м³/т; б) невысокая эффективность обогащения – концентрация металла повышается всего лишь на 2-8 %; извлечение 85-89 %; с пустой породой теряется значительное количество мелких фракций руды. Поэтому промывка является обычно подготовительным этапом перед более совершенными методами обогащения.

9.5.2 Гравитационные методы обогащения

Гравитационные методы обогащения основаны на различии в плотности минералов пустой породы и железосодержащих минералов, плотность которых почти в два раза выше.

К статическим методам гравитационного обогащения относят обогащение в тяжелых суспензиях. Принцип этого способа заключается в том, что раздробленная до необходимой крупности руда помещается в жидкость, плотность которой имеет промежуточное значение между плотностью оксида железа и плотностью пустой породы. В такой жидкости более легкая пустая порода всплывает, а более тяжелые оксиды железа тонут. Очевидно, что для этого способа сепарация не зависит от крупности кусочков руды. В связи с тем, что отсутствуют истинные жидкости необходимой плотности (около 3 г/см³), которые можно было бы экономически рентабельно использовать в масштабах черной металлургии, то для этой цели готовят суспензии – взвесь в воде тонкоизмельченного тяжелого материала (чаще всего это ферросилиций плотностью 6,8-7,0 г/см³ или магнетит плотностью 5,0 г/см³ и др.). Крупность FeSi – 0,15-0 мм при содержании фракции ‹ 0,05 мм до 50 %.

Обогащение в тяжелых суспензиях производят в различных устройствах: спиральных, барабанных, конических сепараторах. На рис.45 приведена схема конического сепаратора. Принцип его работы ясен из рисунка.

Аппарат представляет собой конус (1) с вращающейся мешалкой (2), которая взмучивает поступающую в конус руду в тяжелой суспензии. Легкие фракции, т.е. пустая порода (хвосты), поднимается кверху и сливается из конуса через желоб (3), а концентрат опускается на дно конуса и аэролифтом (4) удаляется из него. Диаметр конуса составляет 3-6 м, и при крупности руды 4-50 мм он перерабатывает до 600 т/ч.

Барабанный сепаратор (рис.7.46) представляет собой цилиндрический вращающийся барабан (5), внутри которого наварены спирали (4). В барабан через желоб (6) подается обогащаемая руда, а по трубе (2) – тяжелая суспензия. В суспензии руда разделяется – хвосты сливаются через порог (7), а концентрат спиралями и черпаковым устройством (3) выдается из барабана через лоток (1).

Максимальная длина таких барабанов доходит до 6, а диаметр до 3 м, скорость вращения составляет 3-6 об/мин, производительность до 250 т/ч. Однако крупность обогащаемой руды должна быть более 4 мм.

Этот способ обладает рядом существенных недостатков: а) велики потери утяжелителя (FeSi) – 0,4-0,5 кг/т руды; б) из-за нестабильности суспензии приходится принимать специальные меры для ее перемешивания; в) практически невозможно обогащать руды крупностью менее 3 мм. Требует сложного и дорогого хозяйства для приготовления суспензии и поддержания ее плотности в заданных пределах.

Динамические методы гравитационного обогащения основаны на том же принципе, что и классификация – на различии в скоростях движения в жидкости твердых частичек различной массы. Отличие состоит в том, что если классификацией разделяют зерна различных размеров, но одинаковой плотности, то при гравитационном обогащении возникают серьезные затруднения, связанные с тем, что дробленная перед обогащением руда содержит частички, различающиеся как по размерам, так и по плотности. Из ранее рассмотренного выражения (7.49) следует, что в широкой гамме таких частиц будут сочетания, когда мелкие (d), но с большой плотностью частички (ρ_k) будут иметь такую же скорость осаждения, что и более крупные (D), но с меньшей плотностью (ρ_n). Очевидно, что для успешного осуществления сепарации необходимо, чтобы самые маленькие частички оксидов железа имели скорость осаждения больше, чем самые большие частички пустой породы. Это условие может быть выражено следующим неравенством:

d (ρ_k - ρ_ж) › D (ρ_n - ρ_ж). (7.62)

Отсюда:

(7.63)

Таким образом, обогащение возможно только после предварительного разделения измельченной руды на ряд фракций с соотношением максимальных и минимальных частичек в каждой меньше величины:

Например, для железной руды с плотностью оксидов железа ρ_k = 4,5, плотностью пустой породы ρ_n = 2,6 г/см³, обогащаемой в воде, отношение:

При обогащении более мелких частичек, движущихся в ламинарном режиме (‹ 0,15 мм), допустимый диапазон крупности частичек в монофракции оказывается уже:

(7.64)

(получено из выражения (7.52). Для приведенного выше примера D/d ‹ 1,6. Отсюда следует, что обогащение мелких частиц руды гравитационным методом дает неудовлетворительные результаты.

При анализе процессов движения твердых частиц для упрощения предполагалось, что жидкость находится в спокойном состоянии. Однако на практике для уменьшения размеров аппаратов и увеличения эффективности разделения часто используют восходящие потоки жидкости. При этом основные закономерности, полученные для неподвижной жидкости, остаются верными.

Широкое распространение в черной металлургии получил метод гравитационного обогащения, называемый отсадкой. Слой руды, расположенный на решетке, пронизывается восходящим потоком воды, скорость которого должна быть больше, чем скорость падения легких частиц, но ниже, чем скорость падения тяжелых зерен (оксидов железа). Через некоторое время происходит расслоение руды: в нижней части слоя сосредотачиваются тяжелые (богатые железом) частички, а в верхней – легкие (хвосты). Практически удобнее создавать не непрерывный восходящий, а пульсирующий поток воды. Это возможно осуществить двумя способами: а) за счет возвратно-поступательного движения вверх-вниз сита с материалом в жидкости (рис.7.47-а и 7.47-б); б) за счет попеременного движения жидкости вверх-вниз через неподвижное сито с материалом. Такое движение жидкости может осуществляться различными способами (рис.7.47-б и 7.47-в). Наиболее распространенным типом отсадочных машин для обогащения железных руд является диафрагмовая машина с неподвижным решетом. Удаление с сита верхнего слоя (хвостов) происходит через сливной порог аппарата потоком воды. Удаление концентрата происходит частично через отверстия в сите (вниз), частично через специальное отверстие в боковой стенке камеры, для этого сито слегка наклонено. Обогащению подвергаются руды крупностью 3-35 мм. Применяемые на фабриках машины для обогащения руд отсадкой имеют сетку размером 1000х1000 мм, частота качаний диафрагмы в минуту составляет 250-750, производительность около 25 т/час.

Главным недостатком гравитационных методов обогащения является невозможность обогащать тонкоизмельченные руды, что не позволяет получать концентраты с высоким содержанием металла (железа).

9.5.3 Магнитное обогащение

Основным и наиболее эффективным методом обогащения железных руд является магнитная сепарация, основанная на различии магнитных свойств некоторых железорудных минералов и минералов пустой породы. Это различие может быть проиллюстрировано данными таблицы 33, в которой приведены относительные величины удельной магнитной восприимчивости ряда минералов железных руд (за эталон сравнения принята удельная магнитная восприимчивость чистого железа). Как видно из таблицы, наиболее сильными магнитными свойствами обладает магнетит и

Таблица 33

Относительная величина удельной магнитной восприимчивости

некоторых минералов (по отношению к чистому железу)

Минерал	Удельная магнитная восприимчивость	Минерал	Удельная магнитная восприимчивость
Железо	100,00	Пиролюзит	0,71
Магнетит	40,18	Манганит	0,52
ильменит	24,70	Гранат	0,40
Пирротин	6,69	Кварц	0,37
Сидерит	1,82	Пирит	0,28
Гематит	1,32	Доломит	0,22
Лимонит	0,84	Апатит	0,21

несколько меньшими – ильменит. Естественно, что магнитному обогащению подвергаются в первую очередь железные руды, содержащие эти минералы.

Таким образом:

для магнитных частиц: или (7.65)

для немагнитных частиц: или (7.66)

где F¹_магн и F¹_мех – равнодействующие магнитных и механических сил, действующих на частицы магнитного минерала в рабочем пространстве сепаратора;

F¹¹_магн и F¹¹_мех – тоже равнодействующие сил, действующих на частицы менее магнитного минерала;

χ ₀¹ и χ ₀¹¹ – удельные магнитные восприимчивости разделяемых минералов;

Н – напряженность магнитного поля в рабочем пространстве сепаратора;

grad H – неоднородность магнитного поля в направлении притяжения частиц.

В практике магнитного обогащения применяют следующую классификацию минералов по их магнитным свойствам.

1. Сильномагнитные минералы, извлекаемые на магнитных сепараторах с относительно слабым магнитным полем напряженностью (Н) до 1,5 тыс.э. Эти минералы имеют удельную магнитную восприимчивость вещества χ ₀ › 3 ·10^-3 см³/г. К ним относятся магнетит (естественный и искусственный), маггемит (γ - Fe₂O₃), титаномагнетит, пирротин.

2. Слабомагнитные минералы, извлекаемые на магнитных сепараторах с сильным полем напряженностью 10-20 тыс.э и выше. Эта группа включает минералы удельной магнитной восприимчивостью вещества χ ₀ = (600 ÷ 10)10^-6 см³/г: оксиды, гидроксиды и карбонаты железа и марганца, вольфрамит, гранат и др.

3. Немагнитные минералы, не извлекаемые при магнитной сепарации, удельная магнитная восприимчивость χ₀ которых меньше 10·10^-6см³/г. К ним относятся: кварц, кальцит, апатит и др.

Магнитное обогащение осуществляется в аппаратах, называемых магнитными сепараторами. Имеется большое количество разнообразных типов магнитных сепараторов, но в основе работы всех их лежит один принцип: раздробленная до необходимой крупности руда подается тонким слоем в рабочую зону аппарата, где создано магнитное поле. Под действием силы тяжести или динамического напора потока воды частички, не обладающие магнитными свойствами (хвосты), свободно удаляются из этой зоны, в то время как частички, обладающие магнитными свойствами (с высоким содержанием оксидов железа), удерживаются в магнитном поле и какой-то транспортирующей системой выносятся в другую сторону.

В зависимости от типа железосодержащих минералов для обогащения применяют сепараторы с различной напряженностью магнитного поля. Сильномагнитные руды (магнетиты, титаномагнетиты) обогащаются на сепараторах со слабым магнитным полем – напряженностью около 1200 эрстед; маломагнитные руды (гематиты, бурые железняки) могут успешно обогащаться магнитным способом только на сепараторах с сильным магнитным полем – напряженностью до 20000 эрстед.

Для обогащения магнитных железных руд крупностью выше 6 мм применяется сухая магнитная сепарация. Однако основное количество обогащаемых магнитным способом руд (примерно три четверти) приходится на долю мокрой магнитной сепарации. Руды крупностью менее 0,1 мм обогащаются только мокрым способом, в водной среде происходит лучшее разделение мелких частиц, обладающих разными магнитными свойствами.

По конструкции наиболее распространенным типом магнитных сепараторов являются барабанные.

На рисунке 7.48 приведена схема барабанного магнитного сепаратора для сухого магнитного обогащения. Дробленая руда тонким слоем подается на верхнюю часть барабана (диаметром 600-900 мм и длиной 1000 мм) из немагнитного материала, вращающегося со скоростью 50 об/мин. Внутри барабана расположена магнитная система. Для слабомагнитных руд сильные магнитные поля создаются электромагнитами. Для сильномагнитных руд могут применяться и постоянные магниты. Немагнитные кусочки не могут удержаться на цилиндрической поверхности и падают в бункер хвостов, а магнитные притягиваются к поверхности барабана магнитным полем (созданным системой магнитов, неподвижно закрепленных внутри барабана) и, двигаясь дальше, попадают в другой бункер. Производительность таких сепараторов может достигать 50 т/час.

На рисунке 7.49 приведена схема одного из типов барабанного магнитного сепаратора для мокрого обогащения руд. В отличие от первого типа, подача материала в виде пульпы осуществляется снизу. Магнитные частички притягиваются к поверхности барабана и выносятся из ванны и далее форсунками смываются с барабана. Осаждающиеся в воде немагнитные частички удаляются из сепаратора через спускной патрубок хвостов. Производительность сепаратора составляет около 5 т/час для руды крупностью 0-0,5 мм.

Ленточный магнитный сепаратор (рис.7.50) состоит из системы электромагнитов различной интенсивности магнитного поля, расположенных между ветвями ленточного резинового транспортера, под которым находится несколько камер, заполненных водой, для улавливания продуктов обогащения. Поток пульпы по желобу попадает в зону действия первого, самого сильного магнита. Немагнитные частички руды, содержащие хоть сколько-нибудь магнитной окиси железа, притягиваются к ленте и движутся с ней дальше. Интенсивность магнитного поля второго магнита меньше, чем первого, поэтому зерна руды, содержащие небольшое количество оксидов железа (сростки) не могут больше удерживаться на ленте и под действием силы тяжести отрываются и осаждаются во второй камере. В зоне действия самого слабого магнитного поля третьего магнита от ленты отрывается еще часть зерен руды, и остаются притянутыми только частички, состоящие в основном из магнетита. Под четвертым магнитом, вновь создающим поле высокой интенсивности, из слоя концентрата “отжимается” избыток воды и материал, выходя из зоны действия магнитного поля, попадает в бункер концентрата. Производительность ленточного магнитного сепаратора составляет для классов – 0,15; –1,0; –6,0 мм, соответственно, 8; 25 и 35-40 т/час. В обогатительной практике применяются различные конструкции магнитных и электромагнитных сепараторов. Для примера на рис.7.51 показана схема электромагнитного барабанного сепаратора с верхним питанием (I68A-СЭ), который предназначен для обогащения крупнокусковой (до 50 мм) магнетитовой руды. Сепаратор имеет два параллельно работающих верхних барабана и один нижний, на котором производится перечистка немагнитного материала (сростки, окисленный магнетит – мартит и полумартит), выделяемого на верхних барабанах.

Повышенная напряженность поля нижнего барабана обеспечивается большим числом ампер-витков обмотки и наличием охлаждающих элементов, через которые пропускается вода. Размер барабанов D = 900; L = 1000 мм. Напряженность поля на верхних барабанах – 700-800 э; на нижнем – 1400-1500 э. Частота вращения барабанов, об/мин: верхних – 43; нижнего – 25. Производительность – 140 т/час.

Как видно, в одном сепараторе осуществляется целая двухстадийная схема обогащения с перечисткой слабомагнитной фракции, выделяемой верхними барабанами, для которых она является немагнитной фракцией. При более сильном поле на нижнем барабане из этой фракции выделяется относительно магнитная фракция (промпродукт), которая может представлять собой:

1) сростки, которые не могли притянуться на верхних барабанах из-за большой массы пустой породы; тогда этот промпродукт должен поступать на доизмельчение и на повторную магнитную сепарацию (может быть мокрую);

2) окисленную (или полуокисленную) фракцию; тогда этот промпродукт должен направляться на обогащение другими методами, например, гравитационными или флотационными, или на магнетизирующий обжиг с последующей магнитной сепарацией и т.д.

Сепараторы с сильным магнитным полем для обогащения слабомагнитных железных руд сложны и малопроизводительны.

Главным недостатком магнитного способа обогащения являются трудности в обогащении маломагнитных и окисленных железных руд, большие потери железа с немагнитными оксидами. В связи с этим магнитная сепарация применяется не только как самостоятельный метод обогащения, но входит как составная часть в комбинированные схемы обогащения: магнитно-гравитационные, магнитно-флотационные и др.

Для обеспечения возможности успешно обогащать магнитной сепарацией немагнитные железные руды (гематиты, бурые железняки) в последнее время разрабатываются способы предварительного восстановительно-магнетизирующего обжига этих руд, при котором Fe₂O₃ переводят в Fe₃O₄ или γ Fe₂O₃ (маггемит).

На фабриках обогащение руд осуществляется в несколько стадий, между которыми руда может проходить доизмельчение, классификацию, обесшламливание, размагничивание и другие операции. Схемы обогащения разрабатываются исходя из минералогического состава руд их микроструктуры, размеров рудных и нерудных зерен и других факторов. Иногда магнитная сепарация сочетается с другими методами обогащения (гравитационными, флотационными или обжигмагнитными).

Для примера на рисунке 7.52 представлена схема магнитного обогащения скарновой магнетитовой руды с неравномерной вкрапленностью рудных и нерудных минералов. Сухое обогащение производится в два приема с перечисткой немагнитного продукта (при более высокой напряженности магнитного поля, например, в сепараторе I68-СЭ). При сухой сепарации обычно выделяют отвальные хвосты и промпродукт, направляемый на измельчение и последующее мокрое магнитное обогащение. Мокрое обогащение производится обычно в три стадии, каждая из которых включает от 1 до 3 приемов.

9.5.4 Флотационное обогащение

Метод флотации основан на различии в поверхностных свойствах, а именно, в способности смачиваться жидкостью зерен полезных минералов и частиц пустой породы. Известно, что минералы, хорошо смачивающиеся водой, называются гидрофильными, а плохо смачивающиеся, – гидрофобными. Если небольшое количество жидкости (воды) поместить на поверхность твердой фазы, то в зависимости от характера поверхностного взаимодействия фаз (жидкой, твердой и газообразной) жидкость может растекаться (гидрофильная поверхность) либо собраться на ней в виде сферообразной капли (рис.7.53-а). Количественно мера смачиваемости может характеризоваться величиной краевого угла θ - угла, образованного плоской поверхностью твердого вещества и плоскостью, касательной к поверхности жидкости на границе контакта всех трех фаз. К гидрофильным материалам принято относить такие, когда θ ‹ 90^о, для гидрофобных – θ › 90^о. Способность тел смачиваться водой определяется в первую очередь природой материала или точнее – типом кристаллической решетки минерала.

Характер взаимодействия гидрофильных и гидрофобных тел с водой и газом может выглядеть иначе, если твердое тело и небольшой объем газа поместить в жидкость (рис.7.53-б). В этих условиях вода легко замещает на твердой гидрофильной поверхности газовый пузырек; на гидрофобной поверхности, наоборот, газовый пузырек закрепляется значительно прочнее.

Процесс закрепления пузырька газа на поверхности гидрофобной частицы является самопроизвольным, так как сопровождается уменьшением свободной поверхностной энергии. Убыль свободной поверхностной энергии определяется:

(7.67)

где Δ F – убыль свободной поверхностной энергии системы;

σ_ж-г – свободная поверхностная энергия единицы поверхности раздела жидкость-газ;

S_ж-г и – соответственно, площади поверхности раздела жидкость-газ до и после прилипания пузырька к твердой поверхности;

S_т-г – площадь поверхности раздела твердое тело-газ;

θ - краевой угол смачивания, определяемый по формуле Неймана:

, (7.68)

где σ_т-г и σ_т-ж – соответственно, свободная поверхностная энергия единицы поверхностей раздела твердое тело – газ и твердое тело – жидкость.

При пенной флотации, когда размеры частиц малы по сравнению с размерами пузырьков, величина:

,

и уравнение (7.67) принимает вид:

Δ F = σ_ж-г (1- cos θ). (7.69)

Δ F выражает максимальную работу, которую может совершить система при вытеснении жидкости воздухом с единицы поверхности твердого тела. Когда θ › 0, то Δ F › 0, т.е. прилипание частицы к пузырьку возможно, если краевой угол смачивания θ › 0 (положительный).

Принципиально процесс флотации (разделение хорошо и плохо смачиваемых жидкостью частиц) осуществляется следующим образом. В бак с водой, через которую непрерывно пропускают мелкие пузырьки воздуха, загружают дробленую руду. Во время осаждения частички руды сталкиваются с поднимающимися пузырьками воздуха. В соответствии с характером взаимодействия фаз (как видно из рисунка 7.53), воздушные пузырьки “прилипают” к гидрофобным частичкам и поднимают их на поверхность жидкости. Частички же, хорошо смачиваемые водой, не взаимодействуют с пузырьками воздуха и осаждаются на дно бака-сепаратора.

Таким образом, для успешного осуществления сепарации методом флотации необходимо выполнить два условия. Во-первых, частички руды не должны быть крупными, чтобы подъемная сила воздушных пузырьков была достаточной для осуществления подъема частичек в жидкости. Практикой установлено, что размер частичек железной руды, обогащаемой флотацией, не должен превышать 0,3 мм. Во-вторых, частички полезного минерала (оксидов железа) и пустой породы должны как можно сильнее различаться по способности смачиваться. Следует отметить, что практически все минералы железных руд относятся к категории гидрофильных. Это создает определенные сложности в обогащении железных руд методом флотации. С целью усиления различий в смачиваемости отдельных минералов и для улучшения других условий процесса обогащения флотацией ее производят не в чистой воде, а с добавкой специальных веществ-реагентов, которые собираются на поверхности раздела твердое тело – жидкость и на границе раздела жидкость – воздух.

К первой группе реагентов относятся собиратели – поверхностно-активные вещества, ухудшающие смачиваемость поверхности флотируемых минералов водой, что характеризуется увеличением краевого угла и сокращает время, необходимое для прилипания частицы к пузырьку. Таким образом, собиратели уменьшают разность σ_т-г - σ_т-ж в уравнении (7.68) и тем самым увеличивают величину Δ F (уменьшения свободной поверхностной энергии системы в уравнении 7.67). В качестве собирателей используют древесно-каменноугольные смолы и др.

Ко второй группе реагентов относятся модификаторы флотации, которые регулируют действие собирателей, усиливая или ослабляя его. Для улучшения условий взаимодействия собирателей с поверхностью минералов применяют активаторы (известь, цианиды, силикат натрия и др.). Для ухудшения или полного прекращения флотации во флотационную пульпу вводят депрессоры (подавители). Действие депрессоров противоположно действию собирателей: они улучшают смачиваемость минерала водой – значение краевого угла уменьшается до нуля или до такой величины, когда прилипание частицы к пузырьку неустойчиво и требуется значительное время их контакта. В качестве депрессоров применяют желатину, крахмал, гуммиарабик и др.

Третья группа реагентов – это пенообразователи (спирты, фенолы, сосновое, пихтовое и другие масла). Их используют для тонкого диспергирования вводимого во флотационную машину воздуха и образования устойчивой пены.

К вспомогательным реагентам относятся: регуляторы рН среды – реагенты, изменяющие концентрацию гидроксидных и водородных ионов в пульпе; модификаторы пены – реагенты, меняющие структуру пены или гасящие ее. Часто регуляторы рН среды (серная кислота, известь, сода и др.) являются также и модификаторами флотации, а модификаторы пены – одновременно и регуляторы рН среды, и модификаторы флотации, так как эти реагенты во многих случаях влияют на стабильность и, следовательно, на структуру пены.

Обычно в слое пены на поверхности жидкости собираются частички полезного минерала, а осаждаются на дно камеры машины частички пустой породы. Такой процесс называется прямой флотацией. Однако в ряде случаев, в том числе (иногда) и при обогащении железных руд, продукты обогащения разделяют в ячейке флотомашины, наоборот, в пену переходит пустая порода, а зерна полезного минерала осаждаются – это обратная флотация.

Флотационная механическая машина (рис.7.54) представляет собой камеру объемом около 2 м³. При вращении импеллера происходит интенсивное перемешивание в жидкости минеральных частичек и пузырьков воздуха; кроме того, в зоне вращения мешалки создается разряжение, под действием которого в машину засасывается воздух и пульпа. Разделение минералов руды происходит в средней части камеры, где гидрофобные частички соединяются с пузырьками воздуха и поднимаются вверх. Минерализованная пена вращающимися лопастями перебрасывается через сливную перегородку в желоб. Осевшие частички удаляются из машины через отверстие в стенке камеры.

Во флотационных машинах другого типа – пневматических – образование мелких воздушных пузырьков и перемешивание пульпы производится струей сжатого воздуха, подаваемого в нижнюю часть камеры. Производительность флотационных машин составляет 10-20 т/час.

Долгое время обогащение флотацией руд черной металлургии сдерживалось дороговизной и дефицитом флотореагентов, а также сложностью очистки сточных вод. В последние годы в связи с производством новых типов синтетических реагентов перспективы для обогащения железных руд флотацией значительно улучшились. В настоящее время флотация применяется для обогащения марганцевых руд и обычно является одним из этапов в сложных схемах обогащения железных руд.

9.5.5 Обезвоживание концентратов

Железорудные концентраты для осуществления над ними дальнейших технологических операций: дозирования, смешивания, окомкования – должны содержать влаги не более 10 %. В то же время получаемая в результате мокрого обогащения (магнитной сепарацией и флотацией) пульпа содержит твердого вещества всего 20-30 %. Снижение влажности концентрата производится в два этапа – путем сгущения и фильтрации. Если концентрат необходимо транспортировать на дальние расстояния по железной дороге зимой, то его дополнительно сушат.

Сгущением называется процесс выделения жидкой фазы из пульпы, происходящий в результате осаждения в ней твердых частиц под действием силы тяжести или центробежных сил. Этот процесс осуществляют в аппаратах, подобных гидравлическим классификаторам и гидроциклонам (см. раздел 7.4).

Процесс сгущения пульпы в сгустителях протекает следующим образом. Пульпа, выйдя из питающей воронки, сначала движется вниз, а затем растекается в радиальных направлениях. По мере замедления радиальных потоков из них выпадают все более мелкие частицы. Осветленная часть пульпы, достигнув стенки сгустителя, поднимается вверх и сливается через порог в кольцевой желоб. Выпавшие из потока твердые частицы оседают вниз. По мере их осаждения происходит уплотнение осадка. В донной части сгустителя осадок перемещается гребками к центру по наклонному днищу. Из разгрузочного конуса сгущенный продукт разгружается самотеком или насосами.

При сгущении флотационных железорудных концентратов крупностью 80 % фракции 0,074-0 мм удельная нагрузка составляет 0,3-0,6 т/м² в сутки, а для марганцевых концентратов – 0,4-0,7 т/м² сутки.

Для ускорения осаждения мелкие частички концентрата укрупняют добавкой реагентов. Различают три способа образования агрегатов из мелких частиц: коагуляцию электролитами, флокуляцию гидрофобизирующими реагентами и полимерами. В ходе операции сгущения удается снизить влажность до 50 % и меньше.

Фильтрация заключается в просасывании воздуха через слой влажного концентрата, помещенного на фильтровальную ткань, благодаря чему удаляется большая часть влаги – влажность концентрата снижается до 8-15 %. Фильтрацию концентрата производят на ленточных, барабанных или дисковых фильтрах.

Барабанный фильтр (рис.7.55) представляет собой барабан с горизонтальной осью вращения, разбитый на несколько секторов, цилиндрическая поверхность которого обтянута специальной фильтровальной тканью. Нижняя часть барабана погружена в ванну с пульпой. Под действием вакуума вода из пульпы засасывается внутрь фильтра, при этом на ткани формируется слой концентрата (сектор а-б), который затем при непрерывном вращении барабана вытягивается на воздух и из которого продолжает отсасываться влага (сектор б-в). В последнем секторе (в-а) создается избыточное давление и отфильтрованный слой концентрата – “кек” – отделяется от ткани (этому способствует также и специальный нож) и падает на конвейер.

Сушку производят в барабанных сушилках (диаметром 3 и длиной до 16 м) дымовыми газами с температурой 700^оС. Влажность снижают до пределов, при которых концентрат перестает смерзаться зимой (до 2-5 %).

Как видно из рассмотренного, удаление пустой породы из руд и получение концентратов глубокого обогащения (с высоким содержанием железа) требуют применения разнообразных устройств (дробилок, мельниц, грохотов, классификаторов, обогатительных установок, устройств для обезвоживания) и значительного расхода энергии на эти процессы. Однако, эти затраты оправдываются экономически за счет увеличения производительности доменных печей и снижения удельного расхода кокса на выплавку чугуна.

Дата добавления: 2015-07-21