Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги / Металлургия черных и цветных металлов

..pdf
Скачиваний:
6
Добавлен:
12.11.2023
Размер:
20.79 Mб
Скачать

 

 

 

С&//70Я/?{/fa

 

 

 

 

 

/=/00,0%

 

 

 

 

 

ot=J/,6%

 

 

 

 

 

£=/00,0%

 

 

 

 

1

 

I

 

 

 

 

/7/70Л/6/0/Г& 0 fa/77qw

 

 

 

ЛУ7000 +60A/Af

 

A/0 0 0 60-0MM

 

0=0,6%

 

j= 96,8%

 

 

£= 60,2%

 

£=30,6%

 

 

e=6,2%

 

£=93,8%

 

 

 

{

 

 

I

 

 

 

 

 

fyvm/faa

 

 

 

 

 

0 /T0/6//ff//00 Af00/T0

 

I

1

 

г

 

\

 

0/T0/77/?/0W

1=42%

/У6//770Я/% /fa

Ша#б/

 

гм//#

 

1= 40,0%

?=Sff,8%

 

1=4?%

£=60,6%

 

£= 60,7%

/3 -0 ,0 %

 

£= 26,0%

e=6,2%

 

8= 04,2%

£=28,0%

J U

 

 

 

 

 

 

 

J/xrOffewe

 

 

 

 

 

 

----- ?--------

 

ЛУГЯЯХ/0Х/Л?7#6/Я

 

 

//tMcx/ewe

 

 

 

 

 

0 0 - /2м л/

T

2 -0A/Af

//7&0&7/?//г>/0

 

 

/2 -2rtA f

 

 

007&АГ6/

 

0=0,0 %

1 =/6, 0 %

1=/6,2 %

0= 4,2%

 

 

 

0=62,6%

 

£=69,6%

£=62,0% £ = 4 4 / %

£=440%

 

p= /4,0%

 

£=/6,2%

8=27,9%

£=2f,f %

8=2//%

 

8 = 26,8%

 

 

 

-----Г Т

 

 

 

 

 

Л/0Ж0£/

 

 

 

 

 

ЛР//#8>///77/%7/77

 

 

 

 

 

0= /9,4 %

 

 

 

 

 

£=46,2 %

 

 

7?0/т&У00ятг

 

8=27,4%

 

 

 

 

 

0/7700Я6Ш0

/0 0 4

/0/У0////аг/fafa

 

 

 

Я/МЙ/ЛЯ?

Рнс. 1.5. Типовая схема промывки валунчатых руд Урала:

 

 

а — содержание

металла

в исходном

материале;

Р — содержание

металла в концен­

трате; е — степень извлечения; у — выход; v — содержание металла

в хвостах

Гравитационное обогащение основано на различных скоро­ стях падения частиц минералов в восходящей струе воды илй воздуха. Основные методы: отсадка, концентрация на сотряса­ тельных столах, разделение в тяжелых суспензиях. Отсадка послойно выделяет на дно сосуда выпадающие из пульпы мине­ ралы по их плотностям. Отсадочная машина (рис. 1.6) представ­ ляет собой емкость с жидкостью, ниже уровня которой нахо-

 

 

 

 

дится

решетка

с

обога­

 

 

 

 

щаемым

материалом.

 

 

 

 

Пульсация

 

происходит

 

 

 

 

в

результате

движения

 

 

 

 

жидкости

или

решетки.

 

 

 

 

Наиболее

 

распростра­

 

 

 

 

нены

поршневые

отса­

 

 

 

 

дочные

машины

и пуль­

 

 

 

 

саторы.

Поршневая отса­

 

 

 

 

дочная

машина

имеет

 

 

 

 

несколько

камер,

разде­

 

 

 

 

ленных

перегородками,

 

 

 

 

не

доходящими

до

дна,

 

 

 

 

в одной камере

работает

Рис. 1.6. Принципиальная схема отсадочных ма­

поршень, в

другой — не­

шин с неподвижным (а)

и подвижным

(б) ре­

шетом:

 

 

 

подвижная

решетка.

В

1 — отсадочное

корыто;

2 — перегородка

между

машине несколько

смеж­

решетками и

поршневым

отделением;

3 — пор­

шень; 4 — неподвижное

решето; 5 — подвижное

ных камер,

в

каждой из

решето; 6 — обрабатываемый материал

 

последующих

камер

ре­

 

 

 

 

шето установлено

ниже,

чем в предыдущей. Пульпа из загрузочной камеры последова­ тельно проходит камеры и сливается в желоб. Поршни рабо­ тают при 100—300 ходах в минуту, с амплитудой 0,5—8 см, создают пульсирующий поток. Оседающие тяжелые зерна па­ дают вниз, проходят через поры постели, а также ячейки ре­ шетки и собираются на дне камер, откуда периодически выгру­ жаются. Более легкие зерна уносятся потоком. Производитель­ ность машин этого типа от 10 до 40 т руды в сутки на 1 м2

Рис. 1.7. Схемы флотационных машин:

а — флотационная

машина

«Механобр*

( / — камера,; 2 — радиальный успокоитель*

3

подача

воздуха;

4 — надымпеллерная

труба;

5 — пеносъемннк;

6 — шпникастен* ’

7 —

статор;

8 — импеллер);

 

 

 

 

шинцкастен,

/

б — флотационная

машина

с

кипящим

слоем

(/ — камера; 2 — импеллеп*

3

_статоо*

4 - надымпеллерная труба;

5 -

решетка; б - желоб)

««пеллер,

а

статор.

Рис. 1.8.'С^ема ленточного магнитного сепаратора:

/ — бункер;

2 — снимающая лента ( о - 1,8

м/с); 3 — питаю­

щая лента

(о=1,0 м/с); 4 — немагнитная

фракция; 5 —

щит; 6 — магнитная фракция

 

площади решетки. В последнее время получили распростране­ ние высокопроизводительные, компактные, высокочастотные машины, работающие при 1500—4000 вибраций в минуту. В пульсирующих машинах создается постоянно направленный пульсирующий поток при частоте до 600 импульсов в минуту. Отсадка в пульсирующем потоке имеет высокие качества при малых затратах энергии. Обогащение бедных руд с 16—45 % Fe дает концентрат с 60—65 % Fe (извлечение 75—91 %).

Флотацию широко применяют для обогащения руд цветных и редких металлов, а последнее время и для железных. Флотация основана на различии поверхностных свойств отдельных мине­ ралов; что позволяет селективно выделить их на поверхность в виде минерализованной пены, пленки или слоя. К пульпе до­ бавляют флотационные реагенты и агитируют воздухом или га­ зом (рис. 1.7). Пузырьки прикрепляются к зернам тех минералов,

Рис. 1.9. Схема барабанного магнитного сепаратора с постоянными неподвижными

магнитами:

 

магнитов;

3 — очистители

'

/ — вращающийся барабан; 2 — полюса

барабана; 4 — при­

емник концентрата; 5 — приемник слива

пульпы;

6 — приемник хвостов; 7 — разгрузоч­

ный лоток

первичного концентрата; 8 — питание

необогащенной

рудой; 9 — подача

смывной воды

которые под действием флотационных реагентов трудно смачи­ ваются или совсем не смачиваются. Флотационные реагенты-со­ биратели обычно высокомолекулярные органические соединения (соли ксантогеновой и карбоновой кислот и др.). Собиратели закрепляются на поверхности минералов определенного состава и кристаллической .решетки. Добавлением веществ — пенообра­ зователей (мыла, ма£ла, смолы) создают устойчивую пену, на которой удерживаются всплывающие минералы. Собиратели и пенообразователи — поверхностно-активные вещества, они сор­ бируются на поверхности раздела. Концентрация их на границе раздела значительна при малой в пульпе, поэтому расход фло­ тационных реагентов очень низкий и составляет 50—300 г на 1 т руды. Минералы, близкие по составу, например сульфиды меди, свинца, цинка, почти одинаково взаимодействуют с собирате­ лями, поэтому в одинаковой степени переходят в пену. Для се­ лективного флотирования применяют депрессоры — химические реагенты, образующие на частйцах определенных минералов пленку, не способную взаимодействовать с собирателями. Бла­ годаря этому в пену переводятся определенные минералы, после чего можно флотировать ранее подавленные минералы. Для этого в пульпу вводят активаторы, которые разрушают пленки, ранее созданные депрессором, так что минерал становится спо­ собным взаимодействовать с собирателем.

Флотация окисленных и частично окисленных железных руд с помощью окисленного керосина как собирателя из руды с со­ держанием 37—41 % Fe дает концентрат с 55,3—60,5 % Fe при извлечении железа 78—92,2 %. Железистые минералы флоти­ руют под воздействием реагентов— нафтеновой и олеиновой кислот, олеата натрия, жидкого стекла; в последнее время успешно применяют окисленный керосин. Для флотации мар­ ганцевых руд применяют олеиновую кислоту, соевое масло, мыло, растворимое стекло.

Магнитное обогащение основано на различии в магнитной проницаемости минералов. Электромагнитному обогащению под­ вергают главным образом магнитные железняки. Магнитную сепарацию применяют к обогащению сульфидных медно-никеле­ вых руд. Никельсодержащие минералы пентлантид (Ni, Fe)S и пирротин имеют слабо магнитные свойства, сопровождающий их магнетит магнитен. Халькопирит, содержащийся в рудах, не магнитен, но тесно ассоциирован с магнитными минералами и увлекается магнитным полем вместе с ними. После дробления магнитным сепаратором материал разделяют на слабо магнит­ ную массу и пустую породу. Пустую породу повторно дробят и. пропускают через более сильный магнитный сепаратор вторично. Операцию повторяют до трех раз, получая «хвосты», содержа­ щие мало никеля. Хвосты магнитной сепарации и бедные тонко вкрапленные медно-никелевые руды обогащают флотацией. Маг­

нитные

сепараторы

могут

быть ленточного и

барабан­

ного типа. Ленточный сепара­

тор (рис. 1.8) состоит из двух лент — питающей (нижняя) и снимающей (верхняя). Произ­ водительность такого сепара­ тора при ширине ленты 610 мм и переработке измельченного до 6—6,5 мммагнетита со­ ставляет 18—23 т/ч. Преиму­ щества барабанных магнит­ ных сепараторов с постоян­ ными неподвижными магни­ тами (рис. 1.9) в компактно­ сти и упрощении электроком­ муникаций. Рудные мате-) риалы с кислой пустой поро­ дой обогащаются более глу­ боко, оптимальная глубина

обогащения 66—69 % Ре. 0 т0 время как руды с основной пустой породой имеют опти­ мальную глубину обогащения 63—66 % Fe. Магнетитовые кварциты в СССР обогащают магнитным методом в слабом магнитном' поле. Обогащение производят стадиально с вы­ водом на всех стадиях неруд­ ной части в хвосты.

Рассмотрим трехстадийную

я

I г .7

т т

Концентрат Хвосты

Рис. 1.10. Схема трехстадийного обога­ щения с тремя стадиями измельченря магнститовых кварцитов:

/ — мельница

стержневая;

2 — мельница

шаровая;

3 — спиральный классификатор;

4 — магнитный

сепаратор,

5 — гндроци-

клоны: 6 — гидросепараторы;

7 — вакуум-

фильтры;

8 — песковые насосы

схему магнитного обогащения

стремя стадиями измельчения магнитных кварцитов (рис. 1.10),

вкотором представлена последовательность действующих аппа­ ратов. Измельчение на первой стадии проводят в шаровых (а)

или стержневых (б) мельницах. Магнитную сепарацию ведут в четыре и даже пять стадий. На второй и четвертой стадиях обогащают сливы шаровых мельниц. Приведенная схема обес­ печивает в концентрате 65 % Fe и выше при крупности измель­ чения 91—99 % класса <0,074 мм. Выделение хвостов произво­ дят, начиная с крупности измельчения 40—70 % класса <0,074, из процесса выводится 30—50 % нерудных материалов. Магнит­ ная сепарация сливов мельниц в замкнутых циклах измельчения позволяет выделить 4—10 % отвальных хвостов с низким со­ держанием железа, вернуть и отправить его в концентрат, умень­ шая потери и увеличивая извлечение железа. Эффективно веде­ ние магнитной, сепарации в замкнутых циклах первой стадии

Руда/000-0мм

Л/м5хет/00 250-Рмм

Г/?0Х0</0000

I

+/00ММ

/00-0ММ

4/Т00Х0М00#0 /00-0мм

" " ' " ?-------------

 

 

г

 

//т0У0//00

1

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

+25мм

 

 

20~0мм

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

0MM

 

 

 

 

1

 

 

 

 

 

 

//70X000000

 

 

/7/70М0/705/Л07

|

 

ф (00 М00/М07М00 0000/70000

077000000007*0

/0-0м

X00G0700005007&7Х

|

 

J

/700М000фГ07

1

 

/Ц/5

1------

 

 

 

 

 

 

/270X000005

 

 

 

 

 

(—

1

 

 

 

 

J-0MM

+Jмм

 

 

 

 

 

//JM00000M00 J0J-0M M

 

 

 

 

1

 

 

 

 

 

А/0Х/7&/7 М00М00700Я 00040000/7

 

 

А&7/7/0///0/0007

 

 

/7/70М0/70Й/Л0?

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

W

 

 

 

0<&у0а*000Мб'<?

 

0X00

 

 

 

--------- 1

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

//0M0X0V0000Я? /~0Мм £М 0

 

 

 

 

 

|

/07770000)

 

 

0000x0200400x2/

 

Х/0Л/Х7Х

 

X00G07M

 

М000007М70 000400/09

 

 

 

J

 

I^0000767

/0075/70007)

Рнс. 1.11. Технологическая схема обогащения бедЦь|х мап1стптов (сер­

нистых р>д)

измельчения. Исследования и практика Показывают, ЧТо выде­

ление

хвостов

на первой стадии возмои<|,0 в К0ЛИцестве

12

18 %. Пример обогащения бедных м агн етп -^^

с нсх0Д„Ым

содержанием

железа

от 25 до 46 Vo

пРиЧ деп ца

DIIC 111

На

схеме

видны

стадии

дробления,

изме.ццения

ин сепарации,

а также величины классов, с которыми производится обогаще­ ние на всех стадиях. При крупности <0,1 мм применяют только мокрую магнитную сепарацию, в концентратах содержится 60,6% Fe, в хвостах 19% Fe. Выход концентрата 48,1 %, из­ влечение металла в концентрат 75,4 %. При обогащении слабо магнитных руд, а также для доизвлечения слабо магнитных и немагнитных минералов из хвостов магнитного обогащения на­ ряду с магнитными методами применяют гравитационные и флотационные методы обогащения.

Окисленные железистые кварциты обогащаются обжигмагнитным способом: схема включает три стадии измельчения и четыре стадии мокрой магнитной сепарации в слабом поле. Концентрат содержит 63,7—64,5 % Fe, извлечение Fe из руды составляет 65,8—67,5 %. Обжиг производят в шахтных печах, хотя предпочтительно перенести обжиг в печи КС (кипящего слоя) и печи СВС (ступенчато взвешенного слоя). Высокогли­ ноземистые руды (Лебединского месторождения) обогащают в основном гравитационным способом. Схема включает дроб­ ление, промывку в бутарах, дробление до крупности 100—10 и 10—0 мм. Первую группу обрабатывают в тяжелых суспензиях; вторую, мелкие фракции — на винтовых сепараторах с предва­ рительным обесшламливанием и гидроциклоне. Дополнительно производят магнитную сепарацию хвостов винтовых сепарато­ ров. Возможно введение обратной флотации. Желательно все обогащение на всех ГОКах перевести на полный замкнутый водооборот.

Затраты на обогащение составляют 20—30 % эксплуатаци­ онных и 10—20 % капитальных расходов по производству 1 т чугуна. Окускование и транпорт повышают эти затраты до 35 и 25 % соответственно. Обогащение оценивается выходом кон­ центрата и его качеством, что характеризует содержание в нем железа. Эти данные для СССР приведены ниже:

Годы

 

1970

1975

1980

Добыча сырой руды, млн. т

354,1

440,3

556,6

Количество сырой руды, направлен­

280,8

359,4

481,4

ной на обогащение, млн. т

То же, к объему добытой руды, %

79,3

81,6

85,0

Производство, млн* т:

194,7

231,9

274,6

товарной руды

. . .

концентрата

120,8

151,0

201,5

Доля концентрата к товарной руде, %

62,0

65,1

73,3

Содержание железа,

%:

37,3

36,3

35,1

в сырой руде

 

в концентрате

с содержанием

58,3

59,3

60,2

Выпуск концентрата

40,3

75,0

106,0

58 % Fe и более, млн. т

То же, % к общему объему производ­

38,4

49,6

52,2

ства концентрата

 

Извлечение каждого процента железа увеличивает затраты, и притом затраты на каждый следующий процент становятся

все выше. Высокие затраты на обогащение увличивают их долю в эксплуатационных и капитальных расходах по производству чугуна и на каком-то уровне могут не оправдаться увеличением производительности. Предельное содержание железа в концент­ рате, выше которого обогащение становится неэффективным, является оптимальной глубиной обогащения, которая, по дан­ ным десяти заводов, составляет от 61,0 до 68,0 %.

В последнее время широко распространен высокопроизводи­ тельный метод обогащения в тяжелых суспензиях, особенно пригодный для крупновкрапленных оксидных руд. Это гравита­ ционный. метод обогащения в среде с плотностью больше плот­ ности легкого минерала и меньше тяжелого. В этой среде лег­ кие минералы поднимаются на поверхность, тяжелые концент­ рируются на дне. В этом виде обогащения разделение не зависит от крупности материала. В качестве тяжелой жидкости приме­ няют взвеси (суспензии) тонких порошков твердых веществ (магнетита, ферросилиция и т. п.). После разделения необхо­

димы очистка продуктов от утяжелителя и регенерации послед­ него.

§ 3. Обогащение марганцевых руд

Обогащение оксидных руд Никопольского месторождения пер­ воначально ограничивалось мокрым механическим. С пониже­ нием содержания марганца в руде схема обогащения усложни­ лась магнитной сепарацией. Дальнейшее повышение извлечения марганца в товарную продукцию происходит за счет возврат­ ной^ магнитной сепарации и вовлечения в переработку флота­ цией части шламов. Следует заметить, что применение пенной сепарации для шламов крупностью < 0,02 позволит повысить извлечение марганца в концентрат на 18,5 % по сравнению

сфлотацией.

Врезультате обогащения выделяются концентраты высших сортов А и I и низших II, III. Для выплавки ферромарганца и силикомарганца можно применять* концентрат сорта А, осталь­ ные концентраты следует подвергнуть дефосфорации. Одним из способов дефосфорации концентратов является металлургиче­ ский, заключающийся в том, что концентраты плавят в электро­ печи для получения передельного шлака. Во время плавки фос­ фор переходит в попутный феррофосфор. Извлечение фосфора составляет 70 %. Получают низкофосфористый шлак с пони­ женным отношением Р:М п, который подшихтовывают марган­ цевым концентратом для получения силикомарганца. Способ применяют.в настоящее время, но он не может считаться опти­ мальным. Его отрицательная сторона в том, что на подготови­ тельные операции задалживается электропечь и с увеличением производства будет накапливаться попутный металл — ферро­ фосфор с невозможностью его утилизации.

Ближайшей задачей повышения извлечения марганца и по­ лучения низкофосфористых концентратов является освоение пен­ ной сепарации, селективной флотации, магнитной сепарации, флотации шламов и новых методов дефосфорации. В марганце­ вых рудах порода и фосфаты находятся в тонко рассеянном со­ стоянии и трудно или даже совсем не вскрываются даже при тонком измельчении. В связи с этим глубокое обогащение и дефосфорация могут быть осуществлены гидрометаллургиче­

ским и химическим способами.

t

§ 4. Обжиг

 

При обжиге удаляются летучие, влага,

а из сидеритов — диок­

сид углерода; частично — вредные примеси: сера и мышьяк. Для последующего магнитного обогащения железорудные материалы подвергают магнетизирующему обжигу. Обжиг карбонатных Марганцевых руд повышает содержание в них марганца на 7— 8 %. Обжиг производят в шахтных печах, цилиндрических, вра­ щающихся, многоподовых печах и печах кипящего слоя. В шахт­ ных печах высотой до 15 м руду загружают пословно с топли­ вом, в результате горения которого и происходит обжиг. Обжиг может быть за счет сжигания газообразного топлива. Шахтные печи выгоднее вращающихся: расход тепла на 1 т сырья во

вращающихся составляет от 1676 до 3350 кДж, а

в шахтных —

от 630 до 1676 кДж; вынос пыли соответственно

10—15 и 3—

5 %. Шахтные печи дешевле по эксплуатационным расходам и капиталовложениям. Для магнетизирующего обжига могут применяться вращающиеся и многоподовые печи. Последние применяют для обжига сульфидных руд. Многоподовые печи (рис. 1.12) имеют вертикальный металлический кожух, футеро­ ванный огнеупорами. В печи имеются 10—12 подов, верхние пода для подогрева материалов, нижние для охлаждения (мо­ жет быть специальное охлаждение). Через печь по оси проходит полый охлаждаемый вертикальный вал, на коромыслах которого насажены грабли. Обжигаемый материал гребками перемеща­ ется по поду к центральному или крайнему перегрузочному от­ верстию. Навстречу материалам движется образующийся при обжиге газ. Воздух для окисления поступает через воздушные окна. Печь имеет три зоны: подогрев руды /, обжиг // и охлаж­ дение III. При обжиге сульфидных руд осуществляется разло­ жение пирита. Окисление серы и сульфидов:

S2+ 20а = 2S02; 4FeS2+ 5,502 = Fe2Os+ 4S02;

2FeS + 3,502 = Fe20 3+ 2S02; 2CuFeS2+ 602 = Fe20 3+ Cu20 + 4S02;

Cu2S+ 1,502 = Cu20 + S02;

Ni3S2+ 3,502 = 3NiO + 2S02;

N iS + l,502 = Ni0 + S02;

39

09021 от

2565

737S

Рнс. 1.12. Многоподовая обжиговая печь