Металлургия черных и цветных металлов
..pdf
|
|
|
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