Главная | Обратная связь | Поможем написать вашу работу!
МегаЛекции

Подготовка железных руд к доменной плавке




Чем тщательнее подготавливают руду к доменной плавке, тем выше производительность доменной печи, ниже расход топли­ва и выше качество выплавляемого чугуна.

В конечном итоге стремятся снабжать доменную печь ших­той, состоящей только из двух компонентов: офлюсованного железорудного сырья и кокса определенной кусковатости и не содержащих мелких фракций (ниже 5—8 мм для железосо­держащей шихты и ниже 20—30 мм для кокса).

Для обеспечения хорошей газопроницаемости плавильных материалов желательно, чтобы шихта была однородной по кусковатости. Рекомендуется, чтобы диаметр самого крупно­го куска не превышал диаметр самого мелкого куска более чем в два раза, т.е. целесообразно давать руду или окус-кованную шихту кусковатостью 10—20 или 20-40 мм.

Важным резервом повышения производительности доменных печей и снижения расхода топлива является увеличение со­держания железа в шихте. Его увеличение на 1 % позволяет снизить расход кокса на 2—2,5 % и на столько же увеличить производительность печи.

Кроме того, при росте содержания железа в шихте снижа­ется выход шлака при доменной плавке, что ведет к повыше­нию технико-экономических показателей плавки.

Для получения богатого железорудного сырья разработаны и внедрены эффективные способы обогащения железных руд. При решении вопроса об оптимальной степени обогащения же­лезных руд нужно исходить из технико-экономических сооб­ражений.

По мере повышения содержания железа в концентратах нозрастают затраты на обогащение руд, что показано кривой CD на рис. 1, в то время как затраты в доменном цехе сок­ращаются (кривая АВ). Пересечение кривых АВ и CD в точке


         
   
 
 
 
   


Рис. 1. Схема графического определения оптимального со­держания железа в железо­содержащей части шихты

Содержание железа в шихте, У.

К указывает на оптимальную степень обогащения железных руд (точка К' на оси абс­цисс). Пересечение этих кривых обычно соответствует минимальной себестоимости чугуна (кривая EF). Расчеты показывают, что для многих руд оптимальное со­держание железа в концентратах: для доменной плавки нахо­дится в пределах 64—67 %. Существующая подготовка шихты пока еще не удовлетворяет указанным требованиям. Поэтому повышение однородности шихты по кусковатости и химичес­кому составу и увеличение содержания железа в шихте край­не необходимы. В зависимости от характеристики добываемой руды применяют следующие методы подготовки руды: а) дробление; б) сортировку; в) обогащение; г) усредне­ние; д) окускование.

Дробление и измельчение

Крупность добываемых руд в естественном виде очень раз­лична. При открытой добыче размер отдельных кусков дости­гает 1000—1200 мм, а при подземной 300—800 мм.

Для дальнейшего использования руда такой крупности должна быть предварительно подвергнута дроблению. Дробле­ние представляет собой процесс уменьшения размера кусков твердого материала его разрушением под действием внешних сил и имеет целью придание кускам материала определенной крупности.

Размер крупности кусков дробленой руды определяется способом ее дальнейшей переработки и типом руды. Для до­менной плавки верхний предел крупности кусков руды сос­тавляет 40—100 мм, Для мартеновской плавки 20—40 мм, для агломерации 6—10 мм, а для обогащения в ряде случаев тре­буется получение материала крупностью менее 0,1 мм. Чем


тоньше измельчена руда, тем полнее рудные зерна могут быть отделены от пустой породы в процессе обогащения. Поэтому дробление часто дополняют измельчением руды.

Дробление и измельчение руды— энергоемкий и дорого­стоящий процесс. На обогатительных фабриках стоимость процесса дробления и измельчения руды составляет от 35 до 70 % от расходов на весь цикл обогащения, а стоимость дробильных устройств достигает 60 % стоимости оборудова­ния фабрики. Поэтому всегда желательно соблюдать принцип "не дробить ничего лишнего", т.е. дробить руду только до нужных размеров и только в необходимом количестве.

Для выполнения этого принципа процесс дробления руды разделяют на несколько стадий и перед каждой из них про­водят классификацию (рассев) с целью выделения готовых по размеру кусков и мелочи, чтобы не подвергать их повторно­му дроблению.

Обычно различают следующие стадии дробления: крупное дробление — от кусков размером 1200 мм до получения кус­ков размером 100—350 мм; среднее дробление — от 100—350 до 40-60 мм и мелкое дробление - от 40—60 до 6—25 мм; из­мельчение — от 6—25 до 1 мм; тонкое измельчение — менее 1 мм. Крупное, среднее и мелкое дробление осуществляют в аппаратах, называемых дробилками, а измельчение — в мель­ницах. Дробление можно выполнять следующими методами: раздавливанием, истиранием, раскалыванием, ударом и соче­танием перечисленных выше способов (см. рис. 2).

Основные типы применяемых дробилок представлены на рис. 3. Щековые дробилки служат для крупного и среднего

дробления.

Схема одной из разновидностей щековых дробилок показа­на на рис. 3, а. Дробимую руду загружают сверху в зазор между неподвижной щекой 1 и подвижной 2, подвешенной на оси 3. Привод дробилки через шкив 4 врашает эксцентрико-

Рис. 2. Схематическое изобра­жение основных способов дроб­ления:

а — раздавливание; б — исти­рание; в — раскалывание; г

удаР а и


 



Т-3810



вый вал 5, при этом шатун б двигается вверх-вниз. При подъеме шатуна распорные плиты 8 нажимают на подвижную щеку 2, она сближается с неподвижной и происходит дробле­ние кусков руды; при опускании шатуна подвижная щека'от­ходит назад под воздействием пружины 7 и тяги 9, и через зазор между щеками снизу высыпается дробленая руда. Про­изводительность щековых дробилок составляет 10-700 т/ч.

В конусных дробилках (рис. 3, б) основными рабочими элементами являются неподвижный 11 и подвижный 12 конусы, в зазор между которыми сверху засыпают дробимую руду. Верх вала 14 подвижного конуса закреплен в шарнире 13, а его нижней части придают с помощью приводного вала 15, зубчатой передачи 16 и эксцентрика 10 вращательное движе­ние. Подвижный конус при этом перекатывается по внутрен­ней поверхности неподвижного конуса и в месте сближения


конусов происходит дробление кусков, а с противоположной стороны через кольцевую щель просыпается дробленый про­дукт.

Конусные дробилки применяются для крупного, среднего и мелкого дробления. Производительность дробилок крупного дробления составляет 150-2300 м3/ч, среднего — от 8 до 580м3/ч, мелкого- от 24 до 260м3/ч.

Молотковые дробилки (рис. 3, в) применяют для крупно­го, среднего и мелкого дробления мягких и средних по твердости пород. Дробилка состоит из корпуса, внутри ко­торого закреплены массивные отбойные плиты 17. В опорах конуса установлен вращающийся с большой скоростью вал 19 с насаженными на него несколькими дисками 18, на которых шарнирно закреплены стальные молотки (билы) 20. Дробление происходит в результате ударов, наносимых кускам материа­ла молотками; выдача дробленой руды происходит через от­верстия колосниковой решетки 21. Производительность молотковых дробилок достигает 1500 т/ч и более.

Валковые дробилки применяют для среднего и мелкого дробления пород средней крепости. Чаще применяют двух- и четырехвалковые дробилки. В двухвалковой дробилке (рис. 3, г) дробление происходит между двумя вращающимися палками 23; оба валка приводные, один из них закреплен в раме 22 жестко, второй— подвижный и прижимается к непод­вижному пружиной 24 либо гидравлическим, либо пневмогид-равлическим устройством. Валки бывают гладкими и иногда рифлеными и зубчатыми.

Для тонкого измельчения руд применяют шаровые мельницы и в последнее время мельницы бесшарового помола. Шаровая мельница (рис. 4, а) представляет собой вращаемый через убчатый венец 5 футерованный плитами из износостойкой стали барабан 4 с полыми цапфами 2. Барабан почти наполо­вину заполнен чугунными или стальными шарами 3. Куски руды вместе с водой подают в цапфу через устройство /, в Ьарабане куски, испытывая удары падающих шаров, раскалы­ваются, раздавливаются и истираются; измельченный продукт с водой (пульпа) выдается через противоположную цапфу ба­рабана. Производительность крупных шаровых мельниц дости­гает 150-200 т/сут.

На рис. 4, б показана мельница бесшарового помола типа Лэрофол". Крупные и мелкие куски руды вместе со сжатым



 


Рис. 4. Шаровая мельница (а) и мельница для бесшарового помола (б)

воздухом вводят через питатель 2 во вращающийся барабан 1. Крупные куски играют роль дробящих шаров; измельченный продукт уносится воздухом через пустотелую цапфу в шахту выдачи 3, а затем скапливается в пылеуловителях.

Грохочение и классификация

Разделение или сортировку материалов на классы крупности при помощи решеток или механических сит называют грохоче­нием, а разделение в воде или воздухе на основе разности скоростей падения зерен различной крупности — гиравлической или воздушной классификацией. Грохочением обычно раз­деляют материалы до крупности 1—3 мм, а более мелкие -классификацией.

Материал, поступающий на грохочение, называют исход­ным, остающийся на сите — надрешетным продуктом, прошед­ший через отверстия сита — подрешетным продуктом.

Аппараты для грохочения называют грохотами, их основ­ным рабочим элементом является решето или сито. Наиболь­шее распространение получили различные грохоты с колеба­тельным движением решета; ограниченное применение находят неподвижные грохоты, а также барабанные, валковые или роликовые.

Простейшим и малопроизводительным является неподвижный колосниковый грохот, применяемый в приемных отделениях горно-рудных предприятий. Он представляет собой располо­женную под углом ~ 45° к горизонту решетку из параллель-


ных стальных брусьев (колосников) с величиной щели 25—200 мм. Подаваемый сверху материал опускается по по­верхности решетки, а мелочь просыпается сквозь щели ре­шетки. Производительность грохота составляет 9—80м3/ч на 1 м2 решетки, а к.п.д. не превышает 50—70 %.

Дуговой гидравлический неподвижный грохот представляет собой изогнутую по дуге решетку, по которой сверху движет­ся пульпа; через ячейки решетки проходят отделяемые час­тицы пульпы размером 0,3—1,0 мм.

Рис. 6. Самоцентрирующийся инерционный грохот

 

Придание решету грохота колебательных движений сильно повышает производительность и к.п.д. грохота (до 95—98 %). Из подобных грохотов в последнее время широко применяют самобалансные и самоцентрирующиеся инерционные грохоты. Самобалансный грохот (рис. 5) представляет собой опирающийся на пружины 3 короб 1 с просеивающим решетом 2. В боковых стенках короба на подшипниках установлены два дебалансных вала 4 (ось вала не совпадает с осью его вращения). Валы вращают с одинаковой скоростью в противо­положных направлениях, при этом возникают инерционные си­лы, вызывающие колебания короба по направлению стрелок "А", что обеспечивает подбрасывание груза и его перемеще­ние вдоль решета с эффективным просеиванием мелочи. Для самобалансных грохотов частота колебаний составляет 740-950 в минуту, амплитуда колебаний 4-9 мм, размеры ре­шета достигают 3x6,4 м, производительность — 600 т/ч.


 

Самоцентрирующийся инерционный грохот показан на рис. 6. Грохот состоит из подвешенного на пружинах 4 ко­роба 1 с одним или двумя ситами 2. В подшипниковых опорах короба закреплен вращаемый приводом через шкив 6 эксцент­риковый вал 5, на концах которого имеются диски 3 с про­тивовесами (дебалансами) 7. Вращение вала с дебалансами вызывает перемещение короба по круговой траектории вокруг оси вала с амплитудой 3—6 мм. Частота составляет 520—1440 колебаний в минуту, производительность грохотов 2000 т/ч.

Гидравлическая классификация (разделение) тонкоизмель-ченных руд основана на том, что в воде более крупные час­тицы оседают быстрее, чем мелкие. Существует несколько разновидностей гидравлических классификаторов, наиболее распространенным является спиральный классификатор. Он выполнен в виде наклонного желоба, внутри которого распо­ложены продольные вращающиеся двухзаходные спирали. В же­лоб подают рудную пульпу; крупные частицы оседают на дне желоба и выносятся из желоба через его верх вращающимися спиралями, а мелкие частицы с водой сливаются из нижнего конца желоба. В маловодных районах применяют воздушную классификацию.

Обогащение

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 процесс обработки полез­ных ископаемых, целью которого является повышение содер­жания полезного компонента 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 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 маг-


нитной восприимчивости — магнитное обогащение, на исполь­зовании различных физико-химических поверхностных свойств основана флотация. Выбирая оптимальный способ обогащения, оценивают также экономическую эффективность того или ино­го способа.

Конечный результат обогащения характеризуют степенью извлечения (е, %) полезного элемента, которую определяют из соотношения: с = (ур)/а, где у- выход концентрата (% от массы исходной руды), аир— соответственно содер­жание извлекаемого элемента в исходной руде и в концент­рате, %.

Промывка. Промывка представляет собой процесс разруше­ния и 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 ним чаще всего относятся буро-железняковые и мартитовые руды, а также многие марганце­вые руды.

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.

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

42SO

Бутара представляет собой вращающийся цилиндр с решет­чатой поверхностью (рис. 7). Руда внутри барабана продви­гается вперед, скользя и перекатываясь по его стенкам. Ввиду наличия коротких уголков, укрепленных внутри бутары под прямым углом к направлению скольжения, куски руды разбиваются. Разрыхлению способствует вода, подаваемая из

 

 

Рис. 7. Коническая бутара


 



Питание

Пагпериал

ГНгда^й -[ш^-Г

Яшая Фракция

Слив

Тяжма* фракций

Рис. 8. Схема корытной мойки

оросительной трубы, расположенной вдоль барабана. Вода с растворенной частью пустой породы и мелкими зернами руды проходит через отверстия бутары, а крупный отмытый мате­риал удаляется через разгрузочный конец. Производитель­ность бутары 150—190 т/ч.

Основной недостаток— высокий расход воды, составляю­щий 3—5 м3 на 1т материала. Выход годного продукта равен примерно 75 % при относительно высоком содержании железа в хвостах (25-26%).

Более совершенными являются корытные мойки. Корытная мойка (рис. 8) представляет собой наклонное корыто 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, которые вращаются в, противоположных направле­ниях с частотой 8—20 об/мин. Материал 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 м3/т, а производительность 60—80 т/ч при степени извлечения железа 85—89 %.

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.


 

Поврешеятый продукт

Рис. 9. Схема устройства от­садочных машин

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 зернам вытес­няются в верхний слой, а более тяжелые осаждаются внизу.

Применяемые для отсадки отсадочные машины иногда де­лают с подвижным решетом, совершающим возвратно-поступательное движение в вертикальной плоскости, что создает пульсацию воды (рис. 9, а). Чаще применяют машины с неподвижным решетом, в которых вода движется под дей­ствием поршня (рис. 9, б). 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, плотность которой больше плотности пустой поро­ды. Тяжелые зерна рудного минерала осаждаются на дно, а частицы пустой породы всплывают.

При обогащении железных руд плотность жидкости должна составлять около 2800—3000 кг/м3. Органические жидкости с такой плотностью стоят дорого, поэтому применяют тяжелые суспензии — взвеси тонкого порошка какого-либо твердого тела, например ферросилиция (для обогащения железных руд) или свинцового блеска (для обогащения руд цветных метал­лов). Для того чтобы плотность была неизменной в любой части аппарата, суспензия должна находиться в непрерывном движении. Кроме того, чтобы уменьшить скорость осаждения


Рис. 10. Барабанный сепаратор для гравитационного обогащения руд

ферросилиция, к суспензии добавляют глинистую породу — бентонит. 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. 10.

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 б, концентрат оседает в среде, передвигается спиралями 4 и разгружается черпаковым элеватором 3 по желобу 1. Всплывшая легкая фракция переливается через горловину 7. Расход суспензии восполняется через питатель 2.

Магнитная сепарация. Наиболее распространенным спосо­бом обогащения железных руд является магнитная сепарация, основанная на различии магнитных свойств железосодержащих минералов и частиц пустой породы.

Важнейшая характеристика магнитных свойств веществ — их способность намагничиваться, выражаемая удельной магнитной восприимчивостью ху, измеря­емой в метрах кубических на килограмм.

По величине удельной магнитной восприимчивости все минералы делят на сильномагнитные, для которых ху>3 ■ 10~6м3/кг, слабомагнитные — лгу=0,6 • 10~6 * -=- 0,015 • 10_6м3/кг и немагнитные х,,<0,015 ■ 10~*м3/кг.

К сильномагнитным железорудным минералам относят магнетиты, титано-магнетиты и слабоокисленные мартиты; к слабомагнитным относят гематиты, бурые железняки и сидериты, а к немагнитным относят кварц, кальцит, полевой шпат и другие.

Среднемагнитными материалами являются полумартиты, мартиты, ильменит.


Магнитное обогащение заключается в том, что подготов­ленную соответствующим образом руду (дробленую до высокой степени раскрытия рудного зерна), содержащую магнитный минерал, вводят в магнитное поле, создаваемое магнитами. Силовые линии магнитного поля сгущаются в зернах магнит­ного минерала, намагничивают их, вследствие чего зерна притягиваются магнитом и, преодолевая постояннодействующие силы (тяжести, центробежные, сопротивления водной среды и др.), движутся в одном направлении, в то время как немагнитные зерна под действием этих сил движутся в другом направлении.

Магнитное обогащение осуществляют в аппаратах, назы­ваемых магнитными сепараторами, в которых магнитное поле создается электромагнитами постоянного тока или магнитны­ми системами, состоящими из постоянных магнитов.

В зависимости от минералогического состава руд приме­няют сепараторы с разной напряженностью магнитного поля. Сильномагнитные руды обогащают на сепараторах, в которых создается меньшая напряженность магнитного поля (40-100 кА/м), а для слабомагнитных руд требуется высокая напряженность магнитного поля (160—1600 кА/м).

Магнитное обогащение железных руд осуществляют метода­ми мокрой и сухой магнитной сепарации, а также комбиниро­ванными методами (сухая сепарация с последующей мокрой).

Для обогащения магнитных железных руд крупностью более 3-6 мм применяют только сухую магнитную сепарацию; руды меньшей крупности можно обогащать как сухим, так и мокрым методами, но применяют в основном мокрую сепарацию, по­скольку при этом устраняется пыление. Для руд крупностью менее 0,1 мм применяют только мокрую сепарацию.

По конструктивным признакам различают сепараторы бара­банные, ленточные, шкивные, роликовые и кольцевые. Наи­большее распространение для обогащения магнетитовых руд получили барабанные сепараторы. Схема устройства и работы барабанного сепаратора для сухого обогащения показана на рис. 11. Внутри вращающегося барабана / из немагнитной стали закреплены неподвижные электромагниты 2. Обогащае­мую руду подают на барабан сверху; частицы магнетита притягиваются электромагнитом к поверхности барабана и перемещаются на ней до выхода из зоны действия магнита. Здесь они под действием силы тяжести падают вниз в прием-


 




 

Пит ание

Рис. 11. Схема барабанного электромагнитного сепаратора для сухого обогащения крупных РУД

ф'л* Пустая

Концентрат ^ порЫ)а

ный бункер концентрата. Немагнитные частицы ссыпаются с барабана там, где его поверхность перестает быть опорой частиц (крайнее правое положение), они попадают в бункер пустой породы (хвостов).

Сливная вода

Барабанные сепараторы для мокрого обогащения в зависи­мости от направления подачи рудного материала и его дви­жения по отношению к направлению вращения барабана под­разделяют (рис. 12) на три типа: с прямоточной, противо-точной и полупротивоточной ваннами. Барабанный сепаратор с прямоточной ванной (рис. 12, а) применяют для обогаще­ния руд крупностью 0—6 мм. Он включает вращающийся немаг­нитный барабан 2 с расположенными внутри него неподвиж­ными электромагнитами 3. Рудную пульпу через загрузочную коробку 1 по лотку 9 подают под барабан в направлении, совпадающем с направлением его вращения. Магнитные части­цы руды притягиваются к барабану и удерживаются на его поверхности до выхода из зоны действия магнитов, после

Питание

Tf^nujOHue

8 Т Концентрат

Хбосты

Хбосты Смв

Рис. 12. Схема барабанных сепараторов для мокрого обогащения руд

вода


чего они под действием сил тяжести, гидросмыва 4 и щетко-снимателя 5 попадают в разгрузочный лоток 7 концентрата. Пустая порода остается в ванне 8 и удаляется в виде хвос­тов. Постоянный уровень пульпы в ванне обеспечивается за счет слива ее избытка через патрубок 10. Барабан имеет резиновое покрытие 6.

Сепараторы с противоточной ванной (рис. 12, 6) приме­няются для обогащения мелкозернистой (0—2 мм) руды. Руд­ную пульпу подают по питающему лотку 12 навстречу направ­лению вращения барабана. Частицы магнетита извлекаются барабаном из ванны в противотоке и в месте окончания зоны действия магнитов 3 выдаются через сливной порог 11 в ло­ток 7 концентрата. Пустая порода с водой проходит под барабаном и удаляется из ванны с противоположной от места выдачи концентрата стороны (хвосты).

Сепараторы с полупротивоточной ванной (рис.12, в) применяются для обогащения тонкозернистых руд (частицы < 0,2 мм). Пульпа подается к вращающемуся барабану 2 сни­зу. Притягиваемые к барабану магнитные частицы разгру­жаются по ходу вращения барабана через лоток 7, а пустая порода (хвосты) под действием потока воды удаляется с противоположной стороны через сливной порог 11.

Для слабомагнитных руд (гематит и др.) перспективным способом повышения магнитных свойств до уровня, необходи­мого для их обогащения на простых магнитных сепараторах долгое время считался магнетизирующий обжиг. Он заклю­чается в том, что железную руду нагревают во вращающейся трубчатой печи или печи кипящего слоя до 600—800 °С в восстановительной атмосфере; при этом Fe2Os восстанавли­вается до Fe304, обладающего высокими магнитными свойст­вами. Но после многолетнего, опробования от этого способа в настоящее время отказались в связи со сложностью, высо­кой стоимостью и загрязнением окружающей среды выбросами обжиговых печей.

Для обогащения слабомагнитных руд ограниченное приме­нение находят валковые сепараторы с сильным магнитным по­лем, в них пульпа проходит через создаваемое между двумя магнитными Полюсами поле напряженностью ~ 1300 кА/м. Однако эти сепараторы сложны по устройству и малопроиз­водительны. Для тонкоизмельченных слабомагнитных руд (крупность частиц < 0,8 мм) применяются полиградиентные


 




сепараторы сильного магнитного поля, в которых рабочее пространство между магнитными полюсами заполнено, напри­мер, стальными шарами. В точке касания шаров создается очень высокая напряженность магнитного поля, и при про­пускании через него пульпы из нее выпадает выделяемый ми­нерал.

Флотация. Под флотацией понимают метод обогащения, основанный на различии физико-химических свойств поверх­ностей различных минералов. Для обогащения руд применяют только пенную флотацию. Она базируется на том, что одни минералы (в тонкоизмельченном состоянии в водной среде) не смачиваются водой, прилипают к пузырькам воздуха и поднимаются или, как говорят, всплывают и флотируют на поверхности подобно воздушному шару, образуя минерализо­ванную пену. Это — гидрофобные тела. Другие минералы сма­чиваются водой, не прилипают к воздушному пузырьку и остаются в пульпе. Это — гидрофильные тела.

Для повышения эффективности флотации используют флота­ционные реагенты трех видов: коллекторы, регуляторы и вспениватели. Коллекторы — это органические вещества, избирательно адсорбирующиеся на поверхности минерала и усиливающие их гидрофобные свойства; для разных минера­лов — это различные вещества. Регуляторы — это многочис­ленные реагенты, одни из которых (активаторы) активизи­руют флотацию минералов, а другие (депрессоры) подавляют ее. Вспениватели способствуют созданию обильной минерали­зованной пены.

Обычно пенный продукт флотации состоит из зерен полез­ных минералов (концентрата), но так как различные флота­ционные реагенты могут действовать на минералы избира­тельно, то в некоторых случаях флотацию ведут так, чтобы всплывали неполезные минералы— минералы пустой породы (хвосты). В первом случае процесс называют прямой флота­цией, во втором — обратной флотацией.

Флотационные машины, в которых осуществляется флота­ционный процесс, по своему действию делят на механичес­кие, пневматические и комбинированные. В первых для пере­мешивания пульпы и засасывания воздуха используют механи­ческие мешалки, во вторых воздух подается по специальным трубкам под небольшим давлением, в третьих перемешивание происходит мешалками с дополнительной подачей воздуха.


 

Рис. 13. Схема действия меха­нической флотационной машины

 

 

Наиболее широкое распространение получили механические флотационные машины (рис. 13).

При вращении вала 1 мешалки 6 создается разрежение, пульпа и воздух за­сасываются в зону / перемешивания и аэрации. Пульпа, поступающая по трубе 2 в эту зону, смешивается с воздухом и отбрасывается центробежной силой ме­шалки кверху и в стороны. В зоне // разделения воздушные пузырьки, несущие минерал, поднимаются, а гидрофильные частички возвращаются в зону перемеши­вания через отверстия в разделительном диске. В зоне Ш концентрации мине­рализованная пена собирается выше перегородки 4, отделяющей ее от разгру­зочной стороны машины, и снимается вращающимся гребком 3, а промежуточный продукт спускается через специальное отверстие 5 в следующую машину. Произ­водительность флотационной машины составляет 10—20 т/ч.

Флотацию широко применяют для обогащения руд цветных металлов.

Усреднение

Химический состав добываемых железных руд непостоянен, и это обстоятельство вызывает при их дроблении непостоянст­во гранулометрического (зернового) состава. Неоднород­ность химического и гранулометрического состава шихты крайне отрицательно влияет на показатели работы доменных


печей. Особо важное значение имеет постоянство содержания железа, так как снижение его содержания приводит к разо­греву печи, а повышение — к похолоданию. Естественно, что при непостоянстве доменной шихты по содержанию железа приходитсяч вести плавку с ^некоторым избытком топлива с тем, чтобы исключить или хотя бы резко сократить число случаев похолодания печи, являющихся расстройством про­цесса, вызывающим ухудшение показателей ее работы.

Следует также обеспечить постоянство по основности пустой породы шихты с тем, чтобы обеспечить стабильность состава шлака. Рекомендуется так подготавливать шихту, чтобы отклонения по содержанию железа от среднего его содержания не превышали ±0,3—0,5 %.

Большое значение имеет и однородность шихты по куско-ватости. Особо вредное влияние оказывает наличие мелочи в шихте. Так, увеличение содержания мелочи в шихте (< 3 мм) на 10 % приводит к увеличению расхода кокса на 4—7 %.

Вопросы оптимизации гранулометрического состава шихты решаются путем дробления агломерата и отсева мелочи от окускованной шихты, а задача усреднения железорудных материалов по химическому составу решается, в основном, на складах, где хранят запас руды перед агломерацией или окомкованием (механизированные склады для усреднения или же рудные дворы в старых доменных цехах). Усреднение здесь обеспечивается за счет формирования рудного штабеля горизонтальными слоями и забора руды из штабеля поперек слоев: привозимую руду укладывают в штабели, рассыпая ее тонким слоем по всей длине штабеля и так слой за слоем до получения требуемой высоты штабеля (до 17 м); забирают же руду с торца штабеля сверху донизу так, чтобы, например, грейфер захватывал одновременно большое число слоев. Это обеспечивает усреднение отгружаемой со склада руды.

Окускование железорудного сырья

Окускование — это процесс превращения мелких железорудных материалов (руд, концентратов, колошниковой пыли) в кус­ковые необходимых размеров, применение которых значитель­но улучшает показатели работы металлургических агрегатов. Для подготовки сырья к доменной плавке широко применяются два способа окускования: агломерация и окомкование.


Агломерация. Это процесс окускования мелких руд, кон­центратов и колошниковой пыли спеканием в результате сжи­гания топлива в слое спекаемого материала. Наиболее рас­пространены ленточные агломерационные машины со спеканием слоя шихты на движущейся колосниковой решетке при просасывании воздуха через шихту.

Продукт спекания (агломерации) — агломерат представля­ет собой кусковой пористый продукт черного цвета; упро­щенно можно характеризовать его как спеченную руду или спеченный рудный концентрат.

Агломерацию следует рассматривать шире, чем окускова­ние, так как при этом удаляются некоторые вредные примеси (сера и частично мышьяк), разлагаются карбонаты и получа­ется кусковой пористый, к тому же офлюсованный материал. По существу — это металлургическая подготовка руд к плав­ке. Способ спекания рудной мелочи на колосниковой решетке с просасыванием воздуха через слой шихты впервые был предложен в 1887 г., а в 1911 г. был внедрен с использо­ванием горизонтальных ленточных машин.

Шихта агломерации и ее подготовка. Основные составляю­щие агломерационной шихты — железосодержащие материалы (рудный концентрат, руда, колошниковая пыль); возврат (отсеянная мелочь ранее произведенного агломерата); топ­ливо (коксовая мелочь); влага, вводимая для окомкования шихты; известняк, вводимый для получения офлюсованного агломерата.

Кроме того, в шихту зачастую вводят известь (до 25—80 кг/т агломерата), что улучшает комкуемость шихты, повышая ее газопроницаемость и прочность агломерата; мар­ганцевую руду (до 45кг/т агломерата) для повышения со­держания марганца в чугуне и отходы (прокатную окалину, шламы и другие материалы, вносящие оксиды железа).

Количество основных компонентов агломерационной ших­ты, %:

Железосодержащие материалы

(руда, концентрат, колош­никовая пыль) крупностью

8-0 мм........................... 40-50

Известняк крупностью 3—0 мм 20—30

Возврат (мелкий агломерат)

крупностью 10—0 мм.. 20—30

Топливо крупностью 3—0 мм 4—6

Влага....................................... 6-9


Подготовку шихты, как и спекание, ведут на агломера­ционных фабриках. Подготовка шихты должна обеспечить усреднение, необходимую крупность, дозирование компо

Поделиться:





Воспользуйтесь поиском по сайту:



©2015 - 2024 megalektsii.ru Все авторские права принадлежат авторам лекционных материалов. Обратная связь с нами...