Схема обогащения железной руды

Схема обогащения железной руды

Обогащением руды называется операция, увеличивающая содержание железа или снижающая содержание вредных примесей в руде. Обогащение позволяет существенно повысить содержание железа в шихте доменных печей, улучшить условия восстановления железа, уменьшить выход шлака, улучшая тем самым ход печи и снижая расход кокса при возрастающей производительности. Установлено, что в средних условиях плавки повышение содержания железа в шихте на 1% позволяет увеличить производительность печи на 2—2,5% при снижении удельного расхода кокса на 2—2,5%.

Рисунок 1.9. Магнитные сепараторы
а — барабанный для мокрой сепарации; б — ленточный для сухой сепарации

Получаемые на обогатительных фабриках концентраты содержат до 65—68% Fe. Эффективность обогащения оценивается по величине показателей обогащения. На обогатительных фабриках ежесменно определяют содержание железа в исходной руде, в концентрате и в отходах обогащения — хвостах. Чем выше содержание железа в концентрате и чем ниже оно в хвостах, тем эффективнее считается обогащение.

Выходом концентрата называется соотношение масс концентрата и исходной руды (последняя принята за единицу). Аналогично вычисляется и выход хвостов. На обогатительной фабрике сумма масс концентрата и хвостов равна массе исходной руды, т. е. сумма выходов концентрата и хвостов равна единице.

Выход концентрата при обогащении может быть вычислен по содержаниям железа в руде, концентрате и хвостах. Извлечением железа в концентрат называется соотношение масс железа в концентрате и в исходной руде.

Наконец, вычисляются коэффициенты обогащения и сокращения. Первый из них показывает, во сколько раз содержание железа в концентрате больше, чем в исходной руде, а второй — во сколько раз масса концентрата меньше массы исходной руды.

Эффективность обогащения необходимо оценивать по всем показателям обогащения одновременно. Так, высокое содержание железа в концентрате может сопровождаться низким выходом концентрата и низким извлечением железа в концентрат. Наоборот, высокий выход концентрата связан с пониженным содержанием железа в нем и т. д.

Выполним пример подсчета показателей обогащения для условий Качканарского ГОКа (Северный Урал), где содержание железа в руде, концентрате и хвостах составляет соответственно a = 15,9%; В = 61,38%; V = 6,55% (1984 г.).

(1.2)

Выход хвостов: Yхв = 100 — 17,05 = 82,95%.

Извлечение железа в концентрат:

(1.3)

Извлечение железа в хвосты: Eхв = 100 — 65,82 = 34,18%.

Коэффициент обогащения: Kо =(BFe/aFe = 61,38/15,9 = 3,87.

Коэффициент сокращения: Кс = 1/Yк = 1/0,1705 = 5,86.

Таким образом, из 1 т руды получают 170,5 кг концентрата. При этом 65,82% Fe используется затем в металлургическом переделе, а 34,18% Fe теряется безвозвратно с хвостами. Общий расход электроэнергии на дробление, измельчение и обогащение составляет на КачГОКе 68,8 кВт-ч/т концентрата.

Наиболее древним способом обогащения руд является мойка, в ходе которой на дробленую руду во вращающемся барабане направляется сильная струя воды, способная отделить глинистую пустую породу от рудного вещества. На концентрационных столах, в отсадочных машинах для разделения рудных минералов и пустой породы используется различие плотности этих компонентов руды: 2,65 г/см 3 для кварцита и 5,26 г/см 3 для гематита.

Обогащение руды флотацией основано на неодинаковых гидрофильности и гидрофобности минералов. Наибольшее распространение получил метод магнитной сепарации руды, когда измельченную руду пропускают через магнитное поле. Удельная магнитная восприимчивость магнетита высокая (до 97350*10 -6 см 3 /г), в то время как кварц относится к диамагнетикам (-0,47*10 -6 см 3 /г).

В барабанном магнитном сепараторе Эдисона неподвижный электромагнит 1 располагается внутри вращающегося барабана 2, на внешнюю поверхность которого подаются обогащаемая руда с водой. Частицы пустой породы оседают на дно бака, а частицы магнетита притягиваются к поверхности вращающегося барабана и могут быть смыты с нее только вне магнитного поля, что позволяет выделить концентрат магнитной сепарации (шлих).

На рисунке показана также конструкция ленточного магнитного сепаратора для обогащения (сухой сепарации) сильно магнитных руд. Конструкция включает транспортерную 7 и убирающую 2 ленты и делительную перегородку 3. Производительность магнитных сепараторов достигает 45-50 т/ч при обогащении тонкоизмельченных магнетитовых железных руд.

Концентраты обогащения руды представляют собой весьма тонкий порошок и не могут быть загружены в доменные печи без предварительного окускования на фабриках окатышей или агломерационных фабриках. Много внимания в металлургической промышленности уделяется усреднению химического состава железных руд. Содержание железа в руде и агломерате, загружаемых в данный момент в доменные печи, не должно отличаться от среднего арифметического за длительный период более чем на + 0,5 абс.%.

Среднеквадратическое отклонение "сигма" содержания железа в разовой пробе а может быть вычислено по среднему арифметическому аср из n проб по формуле:

(1.4)

Результаты работы усреднительных установок оцениваются величиной степени усреднения: Куср = а12 (где а1 и а2 — величины стандартных отклонений до и после усреднения). Если плавка ведется на рудах постоянного состава, то персонал доменного цеха имеет возможность снизить до предела расход кокса, работая без перегрева печей и не опасаясь аварийного похолодания печей. При этом достигается ровный экономичный ход доменных печей с соответствующим повышением их производительности.

Прибывающая на металлургический завод руда выгружается на рудный двор вагоно опрокидывателем. В современных условиях более 90% рудной части шихты доменных печей состоит из агломерата, поэтому усреднение руды ведется на агломерационных фабриках. Прежде доля неподготовленной руды в доменной шихте была значительной. По этой причине, а также для создания запасов руды на зимнее время доменные цехи имели обширные рудные дворы. Прибывающая руда разгружается вагоноопрокидывателем 1 в рудную траншею 2, откуда мостовым грейферным краном 3 укладывается в штабель высотой до 17 м. Расстояние между длинной и короткой ногами крана, определяющее ширину штабеля, достигает 115 м. По длине рудный двор занимает весь фронт доменных печей. Число кранов обычно в 2 раза меньше числа доменных печей. Вся руда, загружаемая в печи, проходит усреднение на рудном дворе. Для этого руду из рудной траншеи в формируемый штабель укладывают послойно. Машинист крана должен рассыпать руду по возможности более тонким слоем на всю длину штабеля, перемещая по мосту тележку со слегка открытыми челюстями грейфера. При этом руду каждого эшелона составит один из горизонтальных слоев 5 формируемого штабеля.

Руда следующего эшелона, по составу отличающаяся от предшествующей, будет уложена выше таким же тонким горизонтальным слоем. Штабель формируют до определенной высоты. Иной порядок соблюдается при заборе руды из сформированного штабеля для загрузки ее в доменные печи. Забор руды осуществляется вразрез штабеля с таким расчетом, чтобы грейфер захватывал одновременно как можно больше слоев, усредняя тем самым состав отгружаемой со склада руды.

Читайте также:  Бирюса 224с 3 терморегулятор

Агломерация железной руды и тонких концентратов перед доменной плавкой позволяет существенно улучшить технико-экономические показатели работы доменных печей, увеличить их производительность. Значительные капитальные затраты на строительство фабрик агломерации рудного сырья и расходы на их эксплуатацию сравнительно быстро компенсируются экономией кокса и ростом выплавки чугуна на предварительно окускованном сырье. В настоящее время промышленностью используются два метода окускования: агломерация руд и концентратов и производство окатышей из концентратов.

Процесс агломерации («Aglomeration» — от франц., англ. окускование, спекание, укрупнение), изобретенный в 1887 г. англичанами Ф. Геберлейном и Т. Хантингтоном, первоначально использовался в цветной металлургии для обжига и окускования сульфидных руд, сера которых служила топливом для процесса спекания.

Позднее немецкие инженеры В. Джоб (19O2 г.) и С. Завельсберг (1905 г.) применили этот метод к пиритным огаркам, пылеватым железным рудам и колошниковой пыли. Содержание серы в железных рудах обычно невелико. Поэтому рудная пыль предварительно смешивалась с 6—7 мас.% коксовой мелочи. Тепла, выделяющегося при горении коксовой мелочи, было достаточно для плавления шихты (1300-1500 °С).

Процесс спекания железной руды осуществляется первоначально в чашевых установках периодического действия. Продувка спекаемого слоя в чаше снизу вверх связана с рядом технологических неудобств, ограничивающих производительность установок. Главными из них являются высокая запыленность цехов и переход при напоре выше 5 кПа к режиму кипящего слоя. В 1906 г. А. Дуайт и Р. Ллойд предложили принцип вакуумной агломерации с просасыванием воздуха через спекаемый слой сверху вниз.

При этом вакуум (до 20 кПа) под колосниковой решеткой создается с помощью отсасывающего вентилятора — эксгаустера. Ход процесса спекания руд и концентратов в чашевой установке, эксплуатируемой, как это принято сейчас, в вакуумном режиме, отражен на рисунке. Первым на колосниковую решетку укладывают слой постели — агломерата крупностью 10—20 мм без топлива. Постель препятствует просыпанию шихты через зазоры между колосниками (до 6 мм), уменьшает вынос пыли. Кроме того, слой постели на конечной стадии процесса агломерации предохраняет колосниковую решетку от воздействия высоких температур, повышая ее стойкость и предотвращая приваривание пирога готового агломерата к колосниковой решетке.

Средний состав шихты агломерационных фабрик черной металлургии России

Компоненты шихты Фракция, мм Содержание в шихте, кг/т агломерата
Агломерационная руда и шлихи сухой магнитной сепарации 2 близка к 30 м 2 .

Огромная поверхность теплообмена и значительная кажущаяся теплоемкость холодной и влажной агломерационной шихты обусловливают высокую интенсивность теплообмена между шихтой и газом. Последний, двигаясь в шихте на пути 20—30 мм, охлаждается до 800-850 "С, т. е. до температуры ниже температур воспламенения коксовой мелочи в продуктах сгорания, содержащих 5—10 % O2.

Таким образом, только в этой узкой по высоте зоне (зоне горения твердого топлива) частицы коксовой мелочи нагреты до температуры воспламенения и имеют возможность гореть. Частицы топлива, располагающиеся в шихте ниже изотермы 800-850 "С, не горят, так как еще не нагреты до температуры воспламенения, и омываются поступающими сверху продуктами сгорания коксовой мелочи, содержащими всего 3—4 % O2, а для устойчивого горения коксовой мелочи в газовой фазе должно содержаться не менее 5—6 % O2. Для зажигания коксовой мелочи достаточно 45—60 с, и зажигательную горелку отводят в сторону. В дальнейшем все необходимое для процесса агломерации тепло выделяется при горении частиц коксовой мелочи в спекаемом слое. Под зоной горения, ниже изотермы 800—850 °С, располагается зона подогрева и сушки шихты, куда сверху поступают продукты сгорания. Здесь частицы твердого топлива постепенно нагреваются и воспламеняются, если в продуктах сгорания содержится достаточное для горения количество кислорода, что равносильно перемещению фронта горения вниз. Поскольку к этому моменту располагавшиеся выше частицы коксовой мелочи выгорают, то зона горения твердого топлива медленно движется к колосниковой решетке, несколько увеличивая свою толщинуи имея перед собой зоны подогрева и сушки шихты. Ниже располагаются зоны сырой шихты и постели.

Температура в зоне горения твердого топлива высокая (1200—1500 °С) и достаточная для плавления вещества шихты. После перемещения зоны горения вниз начинается кристаллизация расплава с образованием агломерата. Готовый агломерат, таким образом, есть продукт кристаллизации железистого расплава. По мере движения зоны горения твердого топлива толщина слоя готового агломерата непрерывно увеличивается и к концу процесса агломерат занимает весь объем чаши. Показатели спекания и качества агломерата на аглофабриках.

Показатель Среднее значение по аглофабрикам
Вертикальная скорость спекания, мм/мин 21,6
Высота спекаемого слоя, мм
Доля концентратов в железорудной части шихты, %
Температура шихты перед началом спекания, "С
Разрежение, кПа 8
Температура зажигания, "С 1150-1300
Удельная производительность, т/(м 2 ч) 1,21
Расход:
электроэнергии, кВт-ч/т агломерата
воды, м 3 /т агломерата
газов, м 3 /т агломерата:
доменного 8,7
коксового 6,4
природного 3,0
Количество оборотного продукта возврата в аглошихте, % 25,3
Простои аглолент, %
В том числе текущие 4,2
Основность агломерата CaO/SiO2 1,29
Содержание, %:
железа в агломерате 51,7
FeO в агломерате 14,0
мелочи ( 2 /г), что приводит к снижению производительности машин для обжига окатышей примерно на 1,2%. С одной стороны, более плотные сырые окатыши вызывают снижение скорости и конечной степени окисления, что отрицательно влияет на производительность обжиговых машин и качество окатышей.

С другой стороны, из переизмельченного концентрата получить прочные окатыши затруднительно, так как при этом невозможно достичь максимально возможной плотности. В связи с этим для каждого вида шихты существует оптимальная величина поверхности частиц (при нижнем уровне 1300-1500 см 2 /г).

Другим важным фактором, влияющим на окомкование, является содержание влаги вшихте, которое определяют экспериментально. Сырые окатыши должны обладать достаточной прочностью во избежание деформации и разрушения при их доставке к обжиговому агрегату, а также хорошей термостойкостью, т. е. способностью не разрушаться при обжиге. Для усиления этих свойств в шихту окатышей вводят связующие добавки (главным образом бентонит, а также его смесь с водой, известь, хлористый кальций, железный купорос, гуминовые вещества).

Наибольшее распространение в производстве нашел бентонит, который в количестве 0,5—1,5% вводят в шихту перед окомкованием. Бентонит — это глины, отличающиеся тонкой дисперсностью, ионообменной способностью, высокой степенью набухаемости при увлажнении, связностью, способностью постепенно выделять воду при нагреве.

Читайте также:  Электрокотел для отопления частного дома какой лучше

Бентонит в основном состоит из монтмориллонита (Al, Mg)2_3(OH)2(Si4O10)-nН2O и близких к нему по составу минералов. Часть катионов кристаллической решетки способна замещаться ионами Са 2+ и Na 2+ . При увлажнении бентонит интенсивно поглощает воду, увеличиваясь в объеме в 15—20 раз. Выбор бентонита обусловлен его способностью при увлажнении образовывать гели с чрезвычайно развитой удельной поверхностью (600—900 м 2 /г), которая примерно в 7 раз больше поверхности частиц других сортов глины. Бентонит увеличивает пористость сырых окатышей, что благоприятно сказывается на скорости удаления влаги во время сушки окатышей без снижения их прочности.

Из-за ограниченности запасов бентонита и удаленности его месторождений от мест потребления он является дорогим материалом, поэтому следует искать более распространенные и дешевые связующие материалы

Краткое представление технологии

Из железных руд промышленное значение имеют главным образом :

Красный железняк. Содержание оксида железа Fe2O3 от 60% до 70%
Магнитный железняк. Содержание оксида железа Fe3O4 от 55% до 60%

Описание процесса

Различают богатые (свыше 50% Fe) и бедные (меньше 25% Fe) руды, требующие обогащения.

Для получения концентрата используется несколько способов обогащения руды.
1) Магнитное обогащение.

Основным методом обогащения железной руды является электромагнитное обогащение. Этот метод основан на различной магнитной проицаемости веществ. Различают 3 вида магнитного обогащения:

Сухой.
Мокрый.
Комбинированный (сухая сепарация с последующей мокрой).

При сухом магнитном обогащении руду загружают на барабаны магнитных сепараторов. Используют маг­нитные сепараторы двух типов. Схема ленточного сухо­го сепаратора представлена на рис. 8. На питающую лен­ту подаетс При мокром методе пульпа подается под специальные барабаны с электромагнитом, извлекающим из пульпы ферромагнит­ные минералы.

2) Флотация.

Метод флотации основан на разлии в смачиваемости частиц. Для обогащения в специализированных камерах в пульпу (взвесь частиц руды и воды) подают специальную жидкость флотационный реагент, а далее – воздух. Частички железа, соединяясь с пузырьками воздуха, поднимаются вверх, в пенную шапку, с которой и удаляются из устройства. Пустая порода под своим весом опускается на дно установки. Флотация позволяет извлекать из руды до 90% железа, при этом его содержание в концентрате составляет 60%.

Применение флотационного метода обогащения:

обогащение марганце­вых руд;
доводка до кондиции железорудных концен­тратов;
доизвлечение металла из хвостов после магнитного и гравитационного обогащения.

Для тех задач, в которых требуется обогащение немагнитных бурых и красных железняков, руду вначале требуется подвергнуть магнетизирующему обжигу при температуре 600—800°С в печи с восстанови­тельной атмосферой. После такого обжига Fe2O3 частич­но переходит в оксид Fe3O4, и далее руда обогащается в магнитном сепараторе.

3) Промывка.

Промывке чаще всего подвергаются руды, образовавшиеся среди отложений глин и песчаников. При этом способе обогащения струи жидкости, подаваемые под давлением, вымы­вают песчаную или глинистую пустую породу, очищая руду. Промывка бурых железняков позволяет увеличить в них содержание железа с 38% до 43 %. Производительность данного метода не велика (до 100 т/ч), поэтому ранее он и применялся на мелких предприятиях. Сейчас данный способ обогащения применяется только в комплексе с другими методами.

Промывка желез­ных руд является простейшим способом обогащения. Однако он возможен только при температурах больше 0°С. К минусам промывки также относится потребность с большому расходу воды с последующей ее очисткой.

4) Гравитация.

При гравитационном методе обогащения используются специальные суспензии, обладающие большей плотностью по сравнению с плотностью пустой породы,но меньше чем у железа. В ходе процесса гравитации пустая порода всплывает на поверхность суспензии и удаляется, а железо выпадает в осадок на дно сепаратора. Производительность данного метода обогащения до 250 т/ч.

Компания синьхай предоставляет обогатительное оборудование для обогащения железных руд.такие как дробилки, классификатор,магнитный сепаратор, мельница и т.д..

Лабораторная работа

Обогащение железнорудных материалов

Цель:изучить технологический процесс обогащения железнорудных материалов, состав оборудования, принцип его работы.

Теоретическое введение

Обогащение железной руды

Руды, добываемые из недр земли, часто не удовлетворяют требованиям металлургического производства не только по крупности, но и, в первую очередь, по содержанию основного металла и вредных примесей, а потому нуждаются в обогащении.

Под обогащением руд понимают такой процесс обработки полезных ископаемых, целью которого является повышение содержания полезного компонента и снижение содержания вредных примесей, путем отделения рудного минерала от пустой породы или отделения одного ценного минерала от другого. В результате обогащения получают готовый продукт – концентрат, более богатый по содержанию определенного металла, чем исходная руда, и остаточный продукт – “хвосты”, более бедный, чем исходная руда.

Все применяемые на практике способы обогащения руд являются, по существу, механической обработкой их и основаны на использовании различий в физических и физико-химических свойствах слагающих руду минералов. При хорошей размываемости минерала водой применяют промывку; при различной плотности – гравитационное обогащение, при магнитной восприимчивости – магнитное обогащение, на использовании различных физико-химических поверхностных свойств основана флотация.

Технология обогащения определяется совокупностью свойств руды: ее минералогическим составом, характером распределения рудных и нерудных минералов, их физическими свойствами, а также требованиями к качеству готовой продукции и условиями производства. Однако, в конечном счете, выбор оптимальной технологической схемы обогащения руд определяют, исходя из экономического анализа возможных вариантов подготовки и использования полезных ископаемых в промышленном производстве.

Технические результаты обогащения сырой железной руды (его экономическая эффективность) оцениваются либо по выходу концентрата, либо по степени извлечения железа из сырой руды:

,

где g — выход концентрата;

P; K; O – соответственно, содержание железа в сырой руде, концентрате и в отходах процесса (“хвостах”), %.

Степень извлечения железа из сырой (исходной) руды:

.

Например, если обогащают железную руду, содержащую 40% Fe в различных окислах, а получают железорудный концентрат с содержанием железа 65% и в “хвостах” – 10%, то:

— выход концентрата: ;

— степень извлечения железа из руды: ;

— потери железа в “хвостах”: 100 – 88,56 @ 11,4%.

Существует несколько методов обогащения железных руд, описанных в последующих разделах учебника.

Породоотборка

После грохочения (удаления мелочи) на транспортере вручную отбираются куски минерала, резко отличающегося по своему внешнему виду от основной массы (технология характерна для драгоценных и им подобных минералов). В черной металлургии породоотборка имеет ограниченное применение. Процесс может быть механизирован с помощью радиометрических приборов и сепараторов, хотя достаточно большое количество полезного минерала будет уходить в “хвосты”, которые должны быть повторно обогащены.

Читайте также:  Как оформить красиво предбанник

Промывка

Промывка представляет собой процесс разрушения, а также диспергирования глинистых и песчаных пород, входящих в состав руды. Ее применяют для руд с плотными разновидностями рудных минералов, не размываемых водой, и с рыхлой пустой породой. К этим типам руд чаще всего относят железные и марганцевые руды.

Промывка может быть самостоятельным процессом обогащения или подготовительной операцией для других способов обогащения. При обогащении промывкой потоки воды размывают и уносят глинистые и песчаные частицы, а также мелкую руду. Поэтому промывке, обычно, подвергают крупнокусковые руды, а мелкие классы направляют на дальнейшее обогащение другими методами (раздел 3.6 учебника).

Основными агрегатами для обогащения промывкой служат бутары, скрубберы, корытные мойки и промывочные башни.

Бутара (рис. 1) представляет собой вращающийся барабанный грохот с решетчатой поверхностью.

Рис. 1 Коническая бутара

Внутри барабана руда продвигается вперед, вдоль оси симметрии барабана, скользя и перекатываясь по его стенкам. Ввиду наличия коротких металлических направляющих, выполненных из “углового” профиля проката и закрепленных внутри бутары перпендикулярно направлению движения материального потока (скольжения кусков руды),куски руды разбиваются вращающимися “уголками”. Разрыхлению руды способствует вода, подаваемая по оросительной трубе, расположенной снаружи вдоль барабана с решетчатой поверхностью. Вода с растворенной пустой породой и мелкими зернами руды проходит через отверстия в решетке бутары, а крупные куски отмытого материала удаляются через разгрузочный торец бутары. Производительность бутары (150…190) т/ч.

Основной недостаток бутары – высокий расход воды, составляющий (3…5) м 3 на 1 т материала. Выход годного продукта, около, 75% при, относительно, высоком содержании железа в “хвостах” (25…26)%, которые должны повторно обогащаться.

Более совершенными являются корытные мойки. Корытная мойка (рис.2) представляет собой наклонное корыто (желоб) длиной (2,6…7,8) м, шириной (0,8…2,7) м и глубиной в нижней части до 2,1 м. По продольной оси корыта расположены два вала с лопастями (шнеки), которые вращаются в противоположных направлениях с частотой (8…20) об/мин. Угол наклона желоба – (5…10)° к горизонту.

Рис. 2 Схема корытной мойки

Материал непрерывно поступает в нижнюю часть корыта, на 2/3 заполненную водой, и передвигается лопастями навстречу струе воды, которая подается под давлением в верхнюю часть корыта. С одного конца корыта избыток воды уходит в слив, унося с собой размытую породу, а с другого конца корыта промытая руда выдается лопастями. Расход воды составляет (2…5) м 3 /т, а производительность (60…80) т/ч при степени извлечения железа (85…89)%.

Содержание железа в промытой руде возрастает с 38 до 45%. Более высокой производительностью (до 500 т/ч) обладают вращающиеся бутары или скрубберы, в которых при их вращении происходит вымывание пустой породы потоком воды.

Промывке чаще всего подвергаются руды, образовавшиеся среди отложений глин и песчаников (кварцитов). Это – простейшая технология обогащения руд, однако она может осуществляться только при температурах выше точки замерзания воды. Кроме того, промывке могут подвергаться руды с определенным минералогическим составом; требуется большой расход воды и ее последующая очистка.

Для промывки марганцевых руд применяют “бичевые” промывочные машины, состоящие из трех последовательно расположенных ванн с “бичами” (прутьями). Производительность таких моек составляет (130…140) т/ч при расходе воды 3 м 3 /т и извлечении марганца в концентрат, равном (76…78)%

Гравитация

При гравитационном обогащении минералы разделяются по плотности. Гравитация может быть воздушной или мокрой. Воздушную гравитацию для обогащения железных и марганцевых руд не применяют, поскольку их рудные и нерудные минералы сравнительно мало отличаются по плотности. Мокрую гравитацию чаще всего осуществляют отсадкой. В качестве жидкости обычно используют воду, но применяют и более тяжелые среды.

Наиболее распространенным методом является мокрая отсадка, при которой зерна различного удельного веса расслаиваются под действием струи воды, пульсирующей в вертикальном направлении. При этом более легкие зерна вытесняются в верхний слой, а более тяжелые осаждаются вниз.

Применяемые для отсадки отсадочные машины иногда делают с подвижным решетом, совершающим возвратно-поступательное движение в вертикальной плоскости, что создает пульсацию воды. Чаще применяют машины с неподвижным решетом, в которых вода движется под действием поршня. Существуют и другие способы перемещения воды (подвижная диафрагма, качающийся конус, качающаяся перегородка, воздушный или гидравлический пульсатор).

Сравнительно простой и совершенный способ — это гравитационное обогащение в тяжелых средах. Руду погружают в жидкость (суспензию), плотность которой больше плотности пустой породы. Тяжелые зерна рудного минерала осаждаются на дно, а частицы пустой породы всплывают.

При обогащении железных руд, плотность суспензии должна составлять около (2800…3000) кг/м 3 . Органические жидкости с такой плотностью стоят дорого. Поэтому применяют тяжелые суспензии – взвеси тонкого порошка какого-либо твердого тела (минерала), например, ферросилиция (для обогащения железных руд) или свинцового блеска– галенита, сульфида свинца – PbS (для обогащения руд цветных металлов). Для того чтобы плотность суспензии была неизменной в любой части аппарата, суспензия должна находиться в непрерывном движении. Кроме того, чтобы уменьшить скорость осаждения ферросилиция, к суспензии добавляют глинистую породу – бентонит (»60% SiO2 и »25% Al2O3; раздел 4.2.1. учебника). Тяжелые суспензии применяют главным образом для обогащения руд цветных металлов; в этом случае используют конусные сепараторы различных конструкций.

Для гравитационного обогащения применяют сепараторы или спиральные классификаторы. Широко используют барабанный сепаратор, показанный на рис. 3.

Сепаратор состоит из наклонного барабана (5) диаметром (1,5…3) и длиной (3…10) м со спиралями (4) и кольцевым черпаковым элеватором (3). Руда поступает по желобу (6), концентрат оседает в суспензии, передвигается спиралями (4) и разгружается черпаковым элеватором (3) по желобу (1). Всплывшая на суспензии легкая фракция переливается через горловину (7). Расход суспензии восполняется через питатель (2).

Рис. 3 Барабанный сепаратор для гравитационного обогащения руд

Сохраняет свое производственное значение и гравитационный метод, называемый отсадкой. Зерна минералов разной плотности разделяются в восходящем потоке воды. Тяжелые зерна поднимаются медленнее легких частиц в потоке воды и поэтому они, быстрее осаждаясь (опускаясь виз), концентрируются в нижней части аппарата, а более легкие – в его верхней части.

Ссылка на основную публикацию
Adblock detector