Сырьевая база и подготовка материалов к металлургическому переделу

• Название: Сырьевая база и подготовка материалов к металлургическому переделу
• Анкор: Petrushov_S.N._Sirevaya_baza_i_podgotovka_materialov_k_metallurgicheskomu_peredelu__uchebnoe_posobie_2009
• Дата: 17.02.2023
• Размер: 4.61 Mb.
• Имя файла: Petrushov_S.N._Sirevaya_baza_i_podgotovka_materialov_k_metallurg.doc
• Тип: Учебное пособие; #942271
• страница: 10 из 23

Рисунок 5.3 – Принципиальные схемы устройства грохотов

Рабочую поверхность рассчитывают по формуле

F = 0.85 B L, м²,

где В и L – параметры короба грохота, м.

В таблице 5.4 показана техническая характеристика грохотов отдельных типов.

Условные обозначения и характеристики некоторых типов грохотов

Плоские жирационные (эксцентриковые) виброгрохоты

ГЖ –1-2-3-4-5-6; 21,22,101 – жирационные грохота легкого типа (размер отверстий сита от 0,2 до 40 мм).

ГЖ – 7-8-9-10-11-12 – грохота тяжелого типа (размер отверстий сита от 5 до 100 мм)

ГГР; ГГТ-52; ГГТ-72; ГГТ-22; ГГУ-2 и т.д.

Производители: Луганский завод им. Пархоменко; г. Лиспая (Латвия), Выксунский завод (Россия).

Таблица 5.4 – Техническая характеристика грохотов отдельных типов

Тип грохота	Размер сита (dl)	Частота вибраций в минуту	Амплитуда вибраций, мм	Угол наклона сита, град.
Барабанный	21009000	5-10 об/мин	–	5-7
Качающийся	12504000	450-480	14-26	2-4
Вибрационный: эксцентриковый инерционный с электромагнитным вибратором	12503000 12504000 12503000	840 900-1200 3000	6 2-6 1-3	18-22 8-20 0-15

Плоские инерционные грохоты (дебаланс) свободно качающиеся

Типы ВГО, ВГД, ГУП-2 (размеры 12503500 мм).

КПД грохота определяется эффективностью грохочения, то есть отношением массы выделенного мелкого (подрешетного продукта) и массе материала этой крупности в исходном продукте:

  50-90 %;  =100q/Q или  = 10000(100-, %

где Q, q – масса исходного и подрешетного продуктов соответственно;

 – содержание выделяемой фракции в исходном продукте, %;

,  – содержание выделяемой фракции в надрешетной продукции.

Производительность грохотов колеблется от 5-10 до 500-1500 т/ч при эффективности грохочения до  90 %.

Роликовые грохоты (гризли) служат для отсева материалов средней крупности, состоят из 7-14 валков, ширина грохотов – 1270- 1500 мм, производительность 200-400 т/ч. Применяются для выделения коксовой мелочи из кокса перед загрузкой его в доменную печь.

5.3 Технологические схемы дробления и измельчения

Последовательность операций дробления и грохочения называется технологической схемой дробления и грохочения. Дробление и измельчение осуществляют в открытых и замкнутых циклах. Возвращаемый на доизмельчение продукт называют циркулирующей нагрузкой С₁ – это отношение возвращаемого продукта к исходному.

Дробление или грохочение могут быть– одностадийнним (а), двухстадийним (б), трехстадийным с открытым циклом дробления (в), с замкнутым циклом дробления (г).

На аглофабриках аглоспеки могут разделяться на классы: 80-40; 40(35)-10; 10-0. Фракция менее 10 мм называется возвратом. Она поступает в шихту для окомкования. Классы более 10 мм являются агломератом.

Технологические схемы дробления даны на рисунке 5.4.




Рисунок 5.4 – Технологические схемы дробления

Схемы дробильно-сортитовочных фабрик даны на рисунке 5.5.

а) б) в) г)



Рисунок 5.5 – Схемы дробильно-сортитовочных фабрик

5.4 Классификация

Разделение мелких материалов на классы крупности путем грохочения на ситах нецелесообразно из-за малой производительности грохотов и низкой эффективности грохочения. Эту операцию, которая получила название кассификации, чаще всего осуществляют в водной среде. В основе классификации лежит использование закономерностей движения твердых частиц в жидкости или газе.

На частицу объемом V и плотностью , помещенную без начальной скорости в спокойную жидкость плотностью , действуют три силы (рис. 5.6): вес Р = Vg, выталкивающая сила Архимеда Р_А = Vg и сила трения Р_тр. Результирующая этих сил равна

Р_о = Р = Р – (Р_А+ Р_тр). (5.1)



Рисунок 5.6 – Схема действия сил на твердую частичку в жидкости

Следует отметить, что если вес и выталкивающая сила остаются постоянными, то сила трения может меняться во времени, так как она зависит от скорости движения частиц в среде. На основании закона Ньютона

Р_тр =  S (/2)², (5.2)

где  – коэффициент гидравлического сопротивления среды;

S – площадь наибольшего сечения частицы в плоскости, перпендикулярной направлению ее движения (миделевое сечение);

 – скорость движения частицы относительно окружающей среды.

Выразив объем частицы и миделевое сечение через диаметр частицы d, вместо уравнения (1) получим

Р_о = (d³/6)g - (d³/6)g - (d²/4)(/2)²

или

Р_о = (d³/6) g ( – ) –  (d²/8) ². (5.3)

Возможны три случая падения частиц в жидкости.

1. 
   Тело (его масса) относительно велико. В этом случае второй член выражения (3) пренебрежимо мал. Тогда на падающее тело действует постоянная сила, равная разности сил тяжести и выталкивания
   

Р_о = (d³/6) g ( – ) = ma,

под действием которой тело движется равномерно-ускоренно

а = g ( – )/.

Для этого случая скорость движения тела определяется только его плотностью и не зависит от размеров. Такой характер движения тел непригоден для классификации.

Более мелкие частицы вначале падают так же – с ускорением. Однако со временем сила трения прогрессивно увеличивается и вскоре уравновешивает действующую силу. После этого частица продолжает падать, но равномерно. Этот этап математически может быть представлен следующим образом

Р_о = 0; (d³/6) g ( – ) = (d²/8) ²,

откуда

. (5.4)

Уравновешивание всех действующих на частицу сил может происходить в зависимости от ее размеров и движения жидкости в турбулентном или ламинарном режиме.

2. 
   Если скорость падения частицы достигает постоянной величины при турбулентном режиме (500Re150 000), то коэффициент гидравлического сопротивления равен 0,44 и
   

 = 5,48 d(-)/^1/2. (5.5)

Для этого случая скорость падения пропорциональна корню квадратному из диаметра частицы. Таким образом, движутся частицы крупнее 1-1,5 мм.

3. При ламинарном движении (Re  2) коэффициент гидравлического сопротивления  = 24/Re и скорость установившегося движения частицы равна

 = d²g(- )/18v. (5.6)

В практических условиях не удается полностью разделить мелкие и крупные куски. Качество грохочения (классификации) характеризуется показателем – эффективность грохочения (классификации), представляющим собой отношение количества фактически отсортированных мелких классов к количеству этих классов в исходном материале.

В этих условиях скорость движения частицы пропорциональна квадрату ее диаметра. Это самый благоприятный режим для успешного осуществления классификации. В ламинарном режиме движутся частицы руды менее 0,1-0,15 мм.

Частицы промежуточной крупности 1,5-0,15 падают в воде в переходном режиме. Скорость движения частиц для этих условий может быть найдена следующим образом. Определяют критерий Архимеда

Аr = d³(-g)/v².

По найденному значению критерия Аr определяют величину критерия Re из диаграммы (рис.5.7).



1 – для шарообразных частиц; 2 – для округленных частиц; 3 – для угловатых частиц; 4 – для продолговатых частиц; 5 – для пластинчатых частиц

Рисунок 5.7 – Взаимосвязь критериев Ly, Ar, и Re для частиц разной формы

Вычисляют скорость осаждения частицы  = Rev/d. Скорость осаждения можно определить также с помощью критерия Лященко

Ly = ³/[vg(–)].

В этом случае определяют критерий Архимеда. По найденному значению критерия Архимеда из диаграммы (рис.5.7) определяют величину критерия Лященко. Наконец вычисляют скорость осаждения

 = [Lyv( – ) g / ]^1/3.

Этим методом можно определять также диаметр осаждающихся частиц при заданной скорости осаждения.

5.5 Классификаторы

Аппараты, предназначенные для разделения по крупности мелких частиц в жидкости (или газовой среде), называют классификаторами.

Принцип работы классификаторов заключается в следующем. Каждый классификатор имеет емкость, заполненную водой, куда непрерывно подается пульпа. Наиболее крупные частички как наиболее тяжелые за определенное время успевают осесть на дно классификатора, в то время как мелкие остаются во взвешенном состоянии и выносятся из него потоком жидкости. Осевшие частицы называют песками, а поток жидкости, содержащий мелкие частички, - сливом.

При обогащении железных руд широко применяется спиральный классификатор (рис. 5.8), представляет собой полуцилиндрический желоб, наклоненный под углом 14-18^о к горизонту. В желобе по оси закреплен вал со спиралью. Вращающаяся со скоростью 3-6 об/мин спираль диаметром 300-3000 мм перемещает осевшие частицы к разгрузочному (верхнему) концу классификатора и одновременно турбулизирует пульпу, препятствуя осаждению мелких частичек, которые со сливом уводят из классификатора через порог в его нижней части.



1 – пески; 2 – пульпа; 3 – слив

Рисунок 5.8 – Спиральный классификатор

Камерный классификатор (рис.5.9) состоит из нескольких (3-10) камер пирамидальной формы, в которых осаждаются крупные частички с постепенным уменьшением их размеров (от 3 до 0,2 мм).



1 – камера; 2 – мешалки; 3 – привод мешалки

Рисунок 5.9 – Камерный классификатор

Уплотнению слоя осевших частиц препятствуют вращающиеся мешалки; восходящие потоки воды, подаваемой в каждую камеру через пустотелые оси мешалок, улучшают качество классификации.

Гидроциклоны используются для разделения наиболее мелких частиц материала. В результате подвода питания по касательной к корпусу (рис.5.10) поток пульпы приобретает вращательное движение.



1 – центробежная сила; 2 – сила инерции; 3 – корпус; 4 – пульпопровод; 5 – центральный отводящий патрубок

Рисунок 5.10 – Схема гидроциклона

В результате вращения появляется центробежная сила mv²_o/R, перпендикулярная направлению движения потока. Под действием этой силы и происходит выделение крупных частичек, траектория движения которых представляют раскручивающуюся спираль. Чем крупнее частички, тем больше центробежной силе они подвергаются, тем быстрее достигают стенок циклона, после чего частички тормозятся, спускаются вниз и удаляются через специальный затвор. Поток жидкости, содержащий во взвешенном состоянии мелкие частички, примерно на середине циклона поворачивается вверх и выходит из него через центральный патрубок. Повышая скорость движения потока и снижая радиус циклона, удается достигать высоких значений центробежного ускорения, во много раз превышающего ускорение силы тяжести. Благодаря этому интенсифицируется процесс выделения крупных частиц при одновременном уменьшении размеров аппарата.

6 ОБОГАЩЕНИЕ

Обогащением руд называется операция, увеличивающая содержание железа (марганца или любого другого элемента), или снижающая содержание вредных примесей в руде за счет удаления максимально возможного количества пустой породы. 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 %.

В настоящее время в Украине подвергается обогащению 90-95 % всей добываемой руды. Получаемые на обогатительных фабриках концентраты содержат до 65-68 % железа.

В процессе обогащения исходная (сырая) руда разделяется на концентрат – продукт с максимально возможным для определенных условий обогащения содержанием железа, и хвосты – материал, не

содержащий железа или содержащий минимальное его количество. Иногда в ходе обогащения присутствует циркулирующая нагрузка – промежуточный продукт.

Количественно-качественная характеристика руд и флюсов в результате обогащения изменяется по следующим закономерностям, вытекающим из постоянства баланса металлов, (%)





где  – выход концентрата, %;

 – содержание полезного компонента соответственно в исходной руде, в концентрате и хвостах;

 – степень извлечения полезных компонентов в концентрат;

Е – эффективность обогащения;

 – содержание полезного элемента в минерале;

к_о – коэффициент обогащения, показывающий во сколько раз содержание железа в концентрате больше, чем в исходной руде.

При обогащении Криворожских руд с получением концентрата, содержащего 64-66 % железа,  = 0,35-45;  = 0,75-0,9; Е = 0,52-0,7; к_о = 1,6-1,8.

Содержание полезных компонентов в рудах и флюсах при обогащении повышается до уровня, обеспечивающего минимальные затраты на производство чугуна. Такая глубина обогащения является оптимальной.

Для обогащения железных руд применяют преимущественно магнитные, гравитационные и флотационные методы обогащения. Они базируются на физико-химических свойствах рудных и нерудных минералов, в первую очередь учитываются магнитная восприимчивость, плотность и смачиваемость.

Плотность различных минералов (т/м³)

Магнетит - 4,9-5,2 Мартит – 4,8-5,3

Гематит – 4,9-5,3 Сидерит – 3,7-3,9

Магнезит 2,9-3,1 Кальцит – 2,6-2,8

Кварц – 2,65

Относительно простым методом обогащения, дающим вполне удовлетворительные результаты для руд с песчаной и глинистой пустой породой, является промывка. Обогащению промывкой подвергаются обычно бурые железняки, мартиты, ряд марганцевых руд, а иногда известняки. Промывку руд производят в скрубберах, корытных наклонных мойках, бичевых промывочных машинах, вибрационных мойках, бутарах.

Наиболее распространенными машинами являются бутары – вращающиеся барабанные грохоты цилиндрической, конической или пирамидальной формы с перфорированной поверхностью. Отличие их от обычных барабанных грохотов состоит в том, что внутрь бутары подается вода (5-6 т/т руды), под действием которой происходит размывание пустой породы и ее удаление через отверстия в боковой поверхности барабана. Крупные куски промытой руды удаляются через разгрузочный конец. Вследствие невысокой эффективности обогащения (содержание железа увеличивается на 2-6 %), промывка является обычно подготовительным этапом перед более совершенными методами обогащения.

Гравитационные методы обогащения основаны на различии плотности минералов пустой породы и железосодержащих минералов (плотность которых почти в два раза больше).

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. В качестве такой жидкости с плотностью около 3 г/см³ используют суспензию – взвесь тяжелого тонкоизмельченного материала в воде. В качестве суспензаторов применяют ферросилиций (6,5-6,8 г/см³), магнетит крупностью до 0,15 мм (4,6-5,2 г/см³), окалину (5,0-5,4 г/см³), гематит (4,9-5,3 г/см³).

К недостаткам обогащения в тяжелых суспензиях относят большие потери суспензатора (0,4-0,5 кг/т руды), нестабильность суспензии и невозможность обогащения мелких руд крупностью до 3 мм. Поэтому этот способ широкого распространения не нашел.

Суспензионные сепараторы бывают конусными, барабанными (для крупных руд), гидроциклонными и вихревыми гидроциклонными (для мелких руд).



Рисунок 6.1 – Схемы отсадочных машин

Динамические методы гравитационного обогащения, как и классификация, основаны на различии скоростей движения в жидкости твердых частиц различной массы. Для успешного обогащения необходимо, чтобы измельченная руда была разделена на ряд фракций с определенным соотношением максимальных и минимальных частичек в каждой (крупностью от 3 до 35 мм). Широкое распространение получили методы гравитационного обогащения на сотрясательных столах и отсадкой.

При обогащении отсадкой слой руды, расположенный на решетке, пронизывается выходящим потоком воды, скорость которого должна быть больше скорости падения частиц. Через некоторое время происходит расслоение руды: внизу сосредоточиваются тяжелые (богатые железом) частички, а вверху - легкие (хвосты). Наиболее распространенным типом отсадочных машин является диафрагмовая машина с неподвижным решетом.

Обогащение на сотрясательных столах происходит за счет различной кинетической энергии частиц различной плотности.

На наклонную поверхность стола размерами – шириной 1,5- 2,5 м, длиной 4-6 м, покрытую волнистой резиной, с боку поступает руда. За счет возвратно-поступательного движения стола происходит перераспределение материала по плотности (содержанию железа).




Рисунок 6.2 – Схема работы сотрясательных столов

Гравитационными способами обогащаются немагнитные или слабомагнитные руды крупностью 2-6 мм.

Обогащение методом флотации основано на различии в поверхностных свойствах. В частности способности смачиваться жидкостью зерен полезных минералов и частиц пустой породы.

М инералы, хорошо смачивающиеся водой, называются гидрофильными, плохо смачивающиеся – гидрофобными. Если небольшое количество жидкости (воды) поместить на поверхность твердой фазы, то на гидрофильной поверхности жидкость растекается (рис. 6.3, а), а на гидрофобной собирается в виде капли сферической формы (рис.6.3, а). Характер взаимодействия гидрофильных и гидрофобных тел с водой и газом внешне выглядит по-иному, если твердое тело и небольшой объем газа поместить в жидкость (рис. 6.3, б). Вода легко замещает на твердой гидрофильной поверхности газовый пузырек; на гидрофобной поверхности, наоборот, газовый пузырек закреплен значительно прочнее.

Рисунок 6.3 – Схема взаимодействия гидрофильных (1) и гидрофобных (2) материалов с водой (3) и воздухом (4)

Количественно мера смачиваемости может характеризоваться величиной краевого угла  – угла, образованного плоской поверхностью твердой фазы и плоскостью, касательной к поверхности жидкости на границе существования всех трех фаз. К гидрофильным принято относить такие материалы, для которых   90^о; для гидрофобных материалов   90^о. Способность тел смачиваться водой определяется в первую очередь природой материала или точнее – типом кристаллической решетки минерала.

Принципиально процесс флотации – разделение хорошо и плохо смачиваемых жидкостью частиц – осуществляется следующим образом. В емкость с водой, через которую непрерывно пропускают мелкие пузырьки воздуха, загружают дробленную руду. Во время осаждения частички руды сталкиваются с поднимающимися пузырьками воздуха. В соответствии с характером взаимодействия фаз (см. рис. 6.3, б) воздушные пузырьки «прилипают» к гидрофобным частичками и поднимают их на поверхность жидкости. Частички же, хорошо смачиваемые водой, не взаимодействуют с пузырьками воздуха и осаждаются на дно бака-сепаратора.

С целью усиления различия смачиваемости отдельных минералов и для улучшения других условий процесса обогащения флотацией производят не в чистой воде, а в воде со специальными веществами-реагентами.

В качестве флотационных реагентов применяют галловые, олеиновые или ветлужное масло, остатки жирных кислот, окисленный керосин и др.

Флотационная механическая машина (рис. 6.4) представляет собой камеру 1 объемом  2 м³. При вращении импеллера 2 происходит интенсивное перемешивание в жидкости минеральных частичек и пузырьков воздуха; кроме того, в зоне вращения мешалки создается разрежение, под действием которого в машину засасываются воздух 3 и пульпа 4. Разделение минералов руды происходит в средней части камеры, где гидрофобные частички соединяются с пузырьками воздуха и поднимаются вверх. Минерализованная пена вращающимися лопастями 5 перебрасывается через сливную перегородку в желоб. Осевшие частички удаляются из машины через отверстие в стенке камеры 6.



Рисунок 6.4 – Схема флотационной машины с механическим перемешиванием

Как видно из рассмотренного, удаление пустой породы из руд и получение концентратов глубокого обогащения (с высоким содержанием железа) требует применения разнообразных устройств (дробилок, мельниц, грохотов, классификаторов, обогатительных установок, устройств для обезвоживания) и значительного расхода энергии на эти процессы. Схемы современных дробильно-обогатительных фабрик весьма сложны и определяются в основном свойствами перерабатываемой конкретной руды.

6.1 Магнитное обогащение

Магнитная сепарация является наиболее эффективным методом обогащения железных руд. Она основана на различии магнитных свойств некоторых железосодержащих минералов и минералов пустой породы. Это различие можно проиллюстрировать данными об относительной величине удельной магнитной восприимчивости некоторых минералов (по отношению к чистому железу):

Железо 100,0 Пиролюзит 0,71

Магнетит 40,1 Магнезит 0,52

Ильменит 24,7 Кварц 0,37

Сидерит 1,82 Доломит 0,22

Гематит 1,32 Апатит 0,21

Лимонит 0,84

Магнитной сепарацией обогащаются 70 % железных руд в мире и 90 % – в Украине, и марганцевых руд более 90 % крупностью до 150 мм.

Процесс сепарации разделяют на слабомагнитную и сильномагнитную. Слабомагнитная – с   3,810^-5 м³/кг, сильномагнитную – меньше этой величины. Например, удельная магнитная восприимчивость магнетита составляет 9,710^-5 м³/кг, а кварца – 0,4710^-7 м³/кг.

По характеристике среды процесс сепарации разделяют на мокрую и сухую. Сухой сепарацией разделяют материалы крупностью  3 мм в воздушной среде, более мелкий материал (до 0,2 мм) подвергают мокрой сепарации в водной среде.

Магнитное обогащение осуществляют в аппаратах, называемых магнитными сепараторами.

Виды сепараторов: барабанные, валковые, ленточные, дисковые, роторные и др. Для слабомагнитных – валковые и роторные, сильномагнитные – барабанные.

В основе работы всех сепараторов 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 удерживаются в магнитном поле и транспортирующей системой выносятся в другую сторону.

При сухом обогащении руда поступает сверху, а при мокром – в виде пульпы – под барабан. Ее дальнейшее движение определяется типом ванн, которые подразделяются на прямоточные, противоточные, полупротивоточные. Выбор типов ванн определяется крупностью сепарируемого материала.

Фракции 6 – 0 – в прямоточных;

3 – 0 – противоточные ванны;

0,15 – 0 – полупротивоточные с питанием в нижней части барабана.

Для разрушения образующихся флокул полярность периодически меняется. Для увеличения контрастности магнитных веществ применяют термообработку (обжиг) в окислительной, восстановительной или восстановительно-окислительной атмосферах.

Типы магнитных барабанных сепараторов (сухого обогащения) (рис.6.5):

171СЭ, 168СЭ, 189СЭ – 251СЭ.

ПБСВ 63/200 ЭБС 18/170.

Диаметр барабана от 60 до 1000 мм.

Количество барабанов от 1 до 4.

Крупность руды: 50 – 3 – 0 мм.

Частота вращения барабана 25 – 39 мин^-1.

Степень извлечения железа – 85 % в прямоточных, 95 % в противоточных и 95-98 % - в полупротивоточных.

Производительность от 20 до 100 т/час.

Типы магнитных сепараторов мокрого обогащения:

167СЭ, 26СБ, 167ПП – СЭ, ПБМ – 4ПА, ПБМ – 4ППА, 209 СЭ, 209П СЭ, 209 ЦП – СЭ, ПБМ – ПП – 120/300.

Крупность 2,0-0, чаще 0,2-0.

Тонкоизмельченный материал для магнитного обогащения подвергается предварительному сгущению и обесшламливанию в магнитных конусах или гидросепараторах. Применение их позволило повысить плотность сепарируемого материала, повысить содержание железа на 7-10 %.

Весь материал перед сепараторами подвергается намагничиванию.



Р исунок 6.5 – Схема магнитных сепараторов сухого обогащения