Обогащение руды - способы обогащения железных руд

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.).

Выход концентрата:

(1.2)

 

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

Извлечение железа в концентрат:

(1.3)

 

Извлечение железа в хвосты: E_хв = 100 - 65,82 = 34,18%.

Коэффициент обогащения: K_о =(B_Fe/a_Fe = 61,38/15,9 = 3,87.

Коэффициент сокращения: К_с = 1/Y_к = 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/см³ для кварцита и 5,26 г/см³ 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 см³/г), в то время как кварц относится к диамагнетикам (-0,47*10^-6 см³/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 а_ср из n проб по формуле:

 

(1.4)

 

 

Результаты работы усреднительных установок оцениваются величиной степени усреднения: К_уср = а₁:а₂ (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.

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	<8,0
Концентрат мокрой магнитной сепарации	<0,074
Отсев агломерата	<5
Марганцевая руда	<8
Колошниковая пыль	<3
Окалина прокатных цехов	<5
Конвертерный шлак	<5
Известняк	<3
Известь	<1
Железосодержащие шламы	<0,1
Различные отходы	<8
Коксовая мелочь	<5
Антрацитовый штыб	<5

В состав агломерационной шихты, кроме пылеватых руд и концентратов, входят также колошниковая пыль, известняк, известь, коксовая мелочь, антрацитовый штыб и возврат — мелкий (<5 мм) недостаточно спеченный агломерат, направляемый на повторное спекание. После тщательного смешения, увлажнения и оком кования шихта укладывается в аглочашу поверх постели, после чего включают эксгаустер и, подводя к поверхности спекаемого слоя газовую горелку, проводят зажигание шихты пламенем газа (1200—1300 °С). Под действием вакуума пламя втягивается в спекаемый слой шихты, состоящей из мелких частиц и комков, поверхность которых чрезвычайно велика. Например, как показывает расчет, при агломерации шихты крупностью кусков около 1 мм суммарная поверхность комков шихты в слое толщиной всего в 10 мм на площади спекания в 1 м² близка к 30 м².

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/(м2ч)	1,21
Расход:
электроэнергии, кВт-ч/т агломерата
воды, м3/т агломерата
газов, м3/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 (<5 мм) в агломерате в скипах доменных печей	16,9

 

 

Вертикальной скоростью спекания (V, мм/мин) называют скорость движения зоны высоких температур. При ее вычислении исходят из времени спекания (t, мин) и высоты (Н, мм) спекаемого слоя: v = H/t.

На аглофабриках страны в зависимости от газопроницаемости шихты вертикальная скорость спекания колеблется в пределах 20-30 мм/мин. Продолжительность агломерации руды составляет соответственно 8—12 мин Чашевые агломерационные установки периодического действия характеризуются относительно низкой производительностью, так как почти половина рабочего времени при их эксплуатации уходит на загрузку чаш шихтой, зажигание и выгрузку готового агломерата. С изобретением в 1906 г. непрерывно действующей ленточной агломерационной машиныстроительство крупных чашевых агломерационных установок было сокращено и в настоящее время во всем мире не более 3 % агломерата изготовляется на установках этого типа.

Первая ленточная агломерационная машина, устройство которой было предложено в 1906 г. американцами А. Дуайтом и Р. Ллойдом, вошла в эксплуатацию в 1911 г. Агломерационные машины этого типа получили широкое распространение во многих странах. В настоящее время в мире работает более 1000 агломашин суммарной производительностью до 500 млн. т агломерата в год. Ход процесса спекания на конвейерных агломашинах показан на рисунке.

Ленточная агломерационная машина представляет собой замкнутую цепь движущихся спекательных тележек-паллет, перемещающихся по рельсам верхней горизонтальной рабочей ветви машины под действием звездочек 12 привода, а по рельсам нижней наклонной (2—3°) холостой ветви агломашины в перевернутом положении под действием горизонтальной составляющей собственного веса.

 

 

1 — спекательные тележки-паллеты; 2 — укладчик постели; 3 — челноковый питатель ленты шихтой; 4 — газовый зажигательный горн; 5 — постель; 6 - зона сырой шихты; 7 — зона сушки и подогрева шихты; 8 — зона горения твердого топлива; 9 — зона готового агломерата; 10 — разгрузочный конец машины; 11 — вакуум-камеры; 12 — ведущая звездочка привода ленты; 13 — сборный газопровод

 

Рисунок 1.11. Схема, иллюстрирующая ход процесса спекания на агломерационной машине ленточного типа

Захват паллет с холостой ветви и транспортировка их на верхнюю рабочую ветвь агломашины также осуществляются с помощью звездочек привода. На стальной раме каждой паллеты монтируется три ряда колосников. Таким образом, паллета представляет собой движущуюся колосниковую решетку. Во время движения по рабочей ветви паллеты проходят над вакуум-камерами 11, соединенными через сборный газопровод 13 с эксгаустером. Специальное уплотнение препятствует прососу воздуха, в вакуум-камеры через стык с движущимися паллетами. Спекательные тележки движутся по рабочей ветви агломерационной машины одна за другой без разрывов или зазоров. Просос воздуха между тележками в вакуум-камеры исключается.

Таким образом, главная масса воздуха должна при движении паллет над вакуум-камерами проходить через слой шихты, уложенный на рабочей ветви агломерационной машины. Укладка постели 2 и шихты на движущиеся паллеты производится специальными питателями 3. Зажигание шихты осуществляют с помощью стационарного газового горна 4. Время пребывания паллеты под горном составляет около 1 мин.

Производство окатышей - при агломерации тонкоизмельченных железорудных концентратов заметно уменьшается скорость процесса (из-за резкого снижения газопроницаемости шихты). Между тем в связи с постоянным увеличением доли руды, подвергаемой обогащению, в металлургический передел вовлекается все больше железорудного сырья, содержащего 80-90% и более фракции <0,07, а в ряде случаев и <0,05 мм.

Как правило, горно-обогатительные предприятия находятся на значительном расстоянии от металлургических центров. Возить влажный концентрат на металлургические заводы для последующей его агломерации невыгодно из-за издержек, связанных с перевозкой воды, и затруднительно из-за смерзания концентрата в зимнее время. Производство агломерата непосредственно на горно-обогатительных комбинатах нецелесообразно из-за его недостаточной механической прочности.

Удачным решением проблемы окускования тонких железорудных концентратов стало производство окатышей, впервые предложенное в 1912 г. Андерсоном (Швеция) и в 1913 г. Браккельс-бергом (Германия). Производство железорудных окатышей в последнее время развивалось во многих странах мира высокими темпами и в настоящее время превысило 300 млн. т/год.

Технология производства окатышей представляет собой комбинацию двух этапов формирования окатышей путем окомкования влажной шихты в специальных аппаратах — окомкователях (производство сырых окатышей) и упрочнения гранул (обжиговым или безобжиговым способами) для придания окатышам прочности, необходимой для хранения, транспортировки к доменным цехам и проплавки их в печах.

Производство сырых окатышей. Получение сырых окатышей происходит при окатывании тонкодисперсного железорудного материала увлажненного до определенной стпени. Тонкоизмельченный железорудный порошок относится к гидрофильным дисперсным системам, характеризующимся интенсивным взаимодействием с водой. В такой системе стремление к уменьшению энергии реализуется путем снижения величины поверхностного натяжения на границе раздела фаз (при взаимодействии с водой) и укрупнения частиц (в результате их сцепления). Можно считать, что в целом дисперсная система железорудный материал—вода обладает определенным термодинамическим стремлением к окомкованию.

Процесс формирования гранул из увлажненного железорудного концентрата представляет собой совокупность различных явлений смачивания, капиллярного насыщения, осмоса, набухания, поверхностного диспергирования и др. Наиболее стройную систему формирования гранул окатышей разработал В. И. Коротич.

После критического анализа распространенной ранее теории о решающей роли капиллярных сил В. И. Коротич выявил в ней серьезные противоречия. Капиллярные силы могут проявляться лишь в трехфазных системах, т. е. между частицами материала наряду с водой должен находиться воздух. Эксперименты показали, что под действием динамических нагрузок избыток воды выжимается из образца, а частицы сближаются до расстояний, соизмеримых с толщиной пленок связанной воды. Таким образом, система становится двухфазной, капиллярные силы исчезают, а прочность сцепления частиц обусловливается молекулярными силами:

 

F~ KSp[(l — е)/е], (1.7)

где F — силы сцепления; S — удельная поверхность дисперсного материала; р - плотность материала; е — пористость гранулы; K — коэффициент, учитывающий форму частиц, характер их укладки в образце, гидрофильность материала.

Ведущим фактором, определяющим прочность сцепления частичек во влажном состоянии, является удельная поверхность материала, которая тем больше, чем выше содержание наиболее мелких фракций. Однако величина суммарной поверхности частиц шихты и конечные показатели процесса производства окатышей имеют между собой сложные связи. Так, рост удельной поверхности вызывает рост оптимальной влажности концентрата (-1,25% на каждые дополнительные 100 см²/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 см²/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.

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 Са²⁺ и Na²⁺. 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 м²/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

 

 

ДОМЕННЫЙ ПРОЦЕС