Завантажити PDF файл.

Формула / Реферат

1. Спосіб збагачення залізної руди, що включає зворотну флотацію з одержанням пінного і камерного продуктів, який відрізняється тим, що перед флотацією проводять селективну флокуляцію і дешламацію.

2. Спосіб збагачення залізної руди за п. 1, який відрізняється тим, що при селективній флокуляції у вихідну руду подають каустичну соду і розчин рідкого скла, який попередньо підлягає електрохімічній обробці при струмі 3-6 мА/см2 протягом 3-6 хв.

Текст

1. Спосіб збагачення залізної руди, що включає зворотну флотацію з одержанням пінного і камерного продуктів, який відрізняється тим, що перед флотацією проводять селективну флокуляцію і дешламацію. 2. Спосіб збагачення залізної руди за п.1, який відрізняється тим, що при селективній флокуляції у вихідну руду подають каустичну соду і розчин рідкого скла, який попередньо підлягає електрохімічній обробці при струмі 3-6 мА/см2 протягом 36хв. (19) (21) u200510850 (22) 16.11.2005 (24) 17.07.2006 (46) 17.07.2006, Бюл. № 7, 2006 р. (72) Гайдук Віталій Анатолійович, Тарута Сергій Олексійович, Мкртчан Олег Артушевич, Сторчак Сергій Олександрович, Яременко Василь Іванович, Бережецький Анатолій Якович, Кравцов Микола Кирилович (73) КРИВОРІЗЬКИЙ ТЕХНІЧНИЙ УНІВЕРСИТЕТ 3 проводять селективну флокуляцію і дешламацію. Для забезпечення селективної флокуляції у вихідну руду додають розчин каустичної соди і розчин рідкого скла, який підлягає електрохімічній обробці 2 при струмі 2-10мА/см протягом 4-6хв. Каустична сода забезпечує лужне середовище при селективній флокуляції і флотації. Для диспергування нерудних мінеральних зерен перед флотацією подають розчин рідкого скла. Процес потребує ретельного дозування реагентів для підтримки заданих рН середовища і жорсткості води. В процесі селективної флокуляції і декламації видаляється половина всього кремнезему, який знаходиться в руді, остання кількість видаляється в процесі флотації в пінний продукт, що значно підвищує ефективність всього збагачувального переділу. Заявлений спосіб збагачення залізної руди ілюструє таблиця, у якій представлені переваги корисної моделі порівняно з базовим варіантом по А.С. №1514409. Заявлений спосіб реалізується таким чином. Вихідна руда крупністю 25-0мм із бункера подається живильником у млин, де відбувається здрібнювання рудної маси окисленої залізної руди з метою забезпечення розкриття рудних і нерудних мінеральних зерен. Для забезпечення селективної флокуляції руди безпосередньо в млин подається каустична сода для створення лужного середовища, тому що вода, як середовище здрібнювання, володіє більш високою електропровідністю при лужному середовищі, чим при нейтральному. При здрібнюванні п'єзоелектричні заряди різного знака взаємно знищуються, що послабляє ефект закріплення рудних часток на кварці. Для диспергування породних шламів у млин подається розчин рідкого скла з попередньою електрохімічною обробкою. Попередня електрохімічна обробка реагенту підвищує зміст силікатних і гідросилікатних іонів у розчині рідкого скла за рахунок протікання як реакції, пов'язаної з розрядом міцел на електроді, так і безпосередньо електролізу води: [(mSiO2)nHSiO3-(n-x)Na+]xNa++ +ne mSiO2 +n(HsiO3-+Na+). 2Н2O+2е Н2 +2OН-. Електрохімічна обробка розчину рідкого скла сприяє підвищенню його електропровідності, що сприяє підвищенню адсорбції силікатних і гідросилікатних іонів в подвійному електричному шарі кварцу. Експериментальними дослідженнями встановлено, що найбільш ефективно руйнування міцел рідкого скла починається при струмі 3мА/см2 і закінчується при 6мА/см2 протягом 3-6хв. Подальше підвищення потенціалу електрохімічної обробки рідкого скла приводить до гальму 15510 4 вання електрохімічного процесу (густина струму залишається незмінної), що викликано екрануванням поверхні електрода аморфним осадом двоокису кремнію. Максимальний ефект від електрохімічної обробки розчинів рідкого скла варто очікувати при потенціалі 1,2-1,6В, причому підвищення електрохімічного виходу продуктів реакції (у нашому випадку руйнування міцел) варто досягати не за рахунок підвищення напруги на електроді, а за допомогою збільшення густини електродів і зменшення відстані між ними. Крім того, використання рідкого скла з попередньою електрохімічною обробкою підвищує продуктивність млинів по руді, досягається вище розкривання рудних мінеральних зерен і сприяє більше ефективне диспергування нерудних мінеральних часток, що безпосередньо впливає на процес дешламації і флотації. У результаті всього комплексу збагачувального переділу виходить високоякісний залізорудний концентрат з масовою часткою заліза 66,5%. Концентрат є вихідною сировиною для виготовлення окатишів. Приклад здійснення пропонованого способу Окислена залізна руда Кривбаса крупністю 250мм із масовою часткою заліза 36,0% подавалася на здрібнювання і надалі на флотаційне збагачення. Випробування проводилися по трьох варіантам схем: базовий, з селективною флокуляцією і пропонований варіанти. Крупність здрібнювання руди по обох варіантах схем була однакова і становила 100% класу мінус 0,044мм. Результати порівняльних випробувань способів збагачення окисленої залізної руди наведені в таблиці. З метою проведення електрохімічної обробки розчину рідкого скла і наступного вивчення фізикохімічного стану і його складу нами був сконструйований спеціальний осередок. Установка по електрохімічній обробці розчину рідкого скла включає осередок, перемішуючий пристрій і регульоване джерело постійного струму. Осередок складається з циліндричної склянки ємкістю 200мл, яка виготовлена з оргскла. Усередину склянки продовж стінок встановлено робочий електрод у вигляді циліндра, який служить анодом. Зверху склянка закрита кришкою з обмежувальним циліндром, відкритим зверху та знизу. Катодний електрод встановлюють в обмежувальний циліндр. Розчин рідкого скла заливають в осередок циліндра. Для перемішування розчину рідкого скла з метою створення умов рівномірного режиму обробки використовувалась лабораторна магнітна мішалка. Електрична схема складається із випрямного пристрою типу ВСА. Після електрохімічної обробки розчин рідкого скла подається в млин з вихідною рудою. 5 15510 6 Таблиця 7 8 9 2,5 0,5 0,1 3,3 5,9 0,5 0,5 0,5 0,5 0,2 0,3 0,4 5,2 9,4 10,6 6,7 1,0 10,1 2,6 11,1 3,3 0,5 0,5 15,2 0,5 0,6 15,0 Варіант з селективною флокуляцією, декламацією і зворотною флотацією 10 11 12 13 14 15 Ефективність збагачення 6 Витяг Витяг 5 Вміст заліза Вміст заліза 4 Вихід Вихід 3 Хвости Витяг Витрата 2 Концентрат Вміст заліза Час обробки 1 Базовий варіант по А.С. №1514409 Продукти флотації Вихід Спосіб збагачення Густина струму Хвости дешламації, % Каустична сода Селективна флокуляція витрата реагентів Рідке скло Питома продуктивність, х104 кг/м3∙год Результати порівняльних випробувань по флотаційному збагаченню окисленої залізної руди 16 40,0 64,7 71,9 60,0 16,9 28,1 49,8 2,5 40,5 64,8 72,9 56,2 17,0 26,6 50,6 2,5 2,5 2,6 41,0 64,9 73,9 53,8 16,8 41,2 65,1 74,5 49,4 16,7 42,7 65,2 77,3 46,7 15,0 25,1 23,0 20,1 51,4 52,0 54,1 13,2 5,6 2,6 41,7 66,3 76,8 43,1 14,7 20,6 54,8 13,3 5,5 2,6 41,7 66,3 76,8 43,3 14,7 20,6 54,8 Оптимізація густини струму електрохімічної обробки реагентів 0,5 1 4 0,2 15 11 4,6 2,9 46,9 65,2 84,9 38,1 9,9 10,5 59,4 0,5 2 4 0,2 18 12 6,0 3,1 46,2 65,6 84,2 35,8 10,0 9,8 59,4 0,5 3 4 0,2 19 12,1 6,4 3,2 45,8 66,0 84,0 35,2 9,8 9,6 59,6 0,5 Пропонуючий 0,5 спосіб 0,5 4 4 0,2 20 12,2 6,8 3,4 45,7 66,5 84,4 34,3 9,1 8,8 60,5 5 4 0,2 20 12,3 6,8 3,5 45,8 66,5 84,6 34,2 8,9 8,6 60,6 6 4 0,2 20 12,6 7,0 3,5 45,9 66,3 84,5 34,1 9,0 8,5 60,4 0,5 4 4 0,1 10 11,3 3,1 3,5 47,1 64,9 84,9 42,9 10,2 12,0 59,1 0,5 4 4 0,3 20 14,4 8,0 3,5 44,5 66,5 82,2 35,5 9,9 9,8 58,9 0,5 4 4 0,4 19 15,8 8,3 3,5 44,3 66,5 81,8 36,7 9,8 9,9 58,6 Оптимізація часу електрохімічної обробки реагентів 0,5 4 1 0,2 7,9 15,6 3,4 3,0 45,5 65,1 82,3 46,6 11,1 14,3 57,5 0,5 4 2 0,2 11,6 13,8 4,4 3,1 45,7 65,7 83,4 42,7 10,2 12,2 58,9 Пропонуючий 0,5 спосіб 0,5 4 3 0,2 12,0 13,0 4,3 3,3 46,0 65,9 84,2 42,0 9,9 11,5 59,7 4 4 0,2 20 12,2 6,8 3,5 45,7 66,5 84,4 34,3 9,1 8,8 60,5 0,5 4 5 0,2 20 12,3 6,8 3,6 45,7 66,5 84,4 34,3 9,2 8,8 60,5 0,5 4 6 0,3 20 12,3 6,8 3,6 45,7 66,5 84,4 34,3 9,2 8,8 60,5 При здрібнюванні руди до крупності 100% класу мінус 0,044мм виробляється селективна флокуляція і дешламація нерудних часток, а піски дешламатора направляються на флотацію, де одержуємо в пінному продукті - хвости, а в камерному продукті - концентрат. У результаті обробки отриманих результатів порівняльних випробувань флотаційного збага 7 15510 чення окисленої залізної руди по базовому й пропонованому варіантах схем показує, що по пропонованому способі можна одержувати високоякісний залізорудний концентрат з масовою часткою заліза 66,5% при ефективності збагачення до 60,5%. Як показують результати досліджень оптимальний ефект електрохімічної обробки розчину рідкого скла досягається при густині струму 3 Комп’ютерна верстка А. Рябко 8 6мА/см2 і часу 3-6хв. Подальша обробка розчину рідкого скла не забезпечує росту масової частки заліза в концентраті. Оптимальна витрата розчину рідкого скла, який підлягає електрохімічній обробці становить 0,2-0,3кг/т руди проти 0,4-0,5кг/т без електрохімічної обробки. Підписне Тираж 26 прим. Міністерство освіти і науки України Державний департамент інтелектуальної власності, вул. Урицького, 45, м. Київ, МСП, 03680, Україна ДП “Український інститут промислової власності”, вул. Глазунова, 1, м. Київ – 42, 01601

Дивитися

Додаткова інформація

Назва патенту англійською

Method of dressing of iron ore

Автори англійською

Haiduk Vitalii Anatoliiovych, Storchak Serhii Oleksandrovych, Yaremenko Vasyl Ivanovych, Berezhetskyi Anatolii Yakovych, Kravtsov Mykola Kyrylovych

Назва патенту російською

Способ обогащения железной руды

Автори російською

Гайдук Виталий Анатольевич, Сторчак Сергей Александрович, Яременко Василий Иванович, Бережецкий Анатолий Яковлевич, Кравцов Николай Кириллович

МПК / Мітки

МПК: B03D 1/00

Мітки: спосіб, руди, залізної, збагачення

Код посилання

<a href="https://ua.patents.su/4-15510-sposib-zbagachennya-zalizno-rudi.html" target="_blank" rel="follow" title="База патентів України">Спосіб збагачення залізної руди</a>

Подібні патенти