Спосіб збагачення залізної руди

Спосіб збагачення залізних руд, що включає дроблення і подрібнення рудної сировини, її селе 3 вання і збільшення собівартості товарного концентрату. Завданням корисної моделі є вдосконалення способу збагачення залізних руд з різними мінеральними різновидами (магнетит, гематит, мартит, гетит, гідрогетит) за рахунок застосування селективної флокуляції часток руди в рідкому середовищі дешламатора із pH у діапазоні 7,0-10,50, що досягається змочуванням руди при її подрібненні регламентованим розчином диспергатора, який містить солі важких металів. Реалізація корисної моделі дозволяє забезпечити ефективний розподіл мінеральної складової залізорудної сировини з одержанням високоякісного концентрату і відвальних хвостів збагачення. Спосіб дозволяє запобігти флокуляції породних кварц-утримуючих часток, досягти мінімальних втрат корисного компонента з хвостами збагачення і його максимальний вміст у товарному залізорудному концентраті. Ефективність збагачення залізорудної сировини досягається за рахунок того, що частки порожніх порід гублять здатність флокулюватися і в результаті цього, маючи низьку гідравлічну густину, виносяться із хвостами операції дешламації. Утворені флокули залізовмісного продукту осаджуються на дно прийомної ємності дешламатора не засмічуючись пустими породами і не змішуючись із ними. Отриманий згущений продукт дозволяє одержати високоякісний залізорудний концентрат і зменшити експлуатаційне навантаження на технологічне устаткування. Поставлене завдання вирішується за рахунок того, що спосіб збагачення залізних руд включає дроблення і подрібнення рудної сировини, її селективну флокуляцію, дешламацію і магнітну сепарацію пісків дешламації з одержанням залізорудного концентрату. Відповідно до корисної моделі, при подрібненні частки рудної сировини обробляють диспергатором, представленого силікатними солями, витрата якого становить 0,2-0,6 кілограмів на тонну подрібненої руди, при цьому в диспергатор вносять 1,0-1,5 % масової частки солей важких металів, наприклад, хрому, міді, цинку, а селективну флокуляцію часток подрібненої руди виконують у рідкому середовищі дешламатора при pH = 7,010,5. Заявлена корисна модель реалізується в такий спосіб. У заявленій технології як вихідну сировину використовують окислені залізні руди з економічно доцільним для збагачення вмістом корисного компонента. Кількість циклів дроблення і подрібнення вихідної сировини визначається залежно від фізикомеханічних властивостей руди, застосовуваної технології збагачення і переробного устаткування. У результаті виконаних досліджень було встановлено, що деякі хімічні сполуки можуть виконувати селективний вплив на подрібнену залізорудну масу, що знаходиться у зваженому стані в рідкому середовищі гідравлічного пристрою, що класифікує. Це явище полягає в диспергуючому впливі на кварцвміщуючі частки порід і коагуляцію залізовмісних часток. 57494 4 При впливі хімічних сполук у розчиненому вигляді на збагачувану сировину в прийомній ємності дешламатора відбувається селективна флокуляція, в результаті якої породні частки залишаються у зваженому стані, не взаємодіють між собою і, переміщаючись у зону зливу, надходять у хвостосховище. У той же час залізовмісні частки коагулюються, створюючи флокули, які осаджуються на дні прийомної ємності дешламатора. Для реалізації селективної флокуляції залізорудної сировини, при подрібненні вносять диспергатор у вигляді, наприклад, розчину рідкого скла. Кількість (витрата) речовини диспергатора в нерозчиненому виді становить 0,2-6,0 кілограмів на одну тонну подрібненої руди. Було встановлено, що обов'язковою умовою яка дозволяє реалізувати якісну виборчу флокуляцію, є те, що диспергатор повинен містити 1,0-1,5 % масової частки солей важких металів, наприклад, хрому, міді або цинку. Покриття нерудних часток диспергатором здійснюється у процесі подрібнення руди. Диспергатор у розчиненому вигляді додають у млин безпосередньо разом з рудою або попередньо змішують із технологічною водою при завантаженні млина. З моменту завантаження руди до її розвантаження із млина, поверхня нерудних часток повністю змочується, і диспергатор входить у взаємодію з мінеральною складовою. Подрібнена руда, що розвантажується із млина надходить для знешламлення в дешламатор, де відбувається розподіл вихідної рудної сировини за густиною і гранулометричному складу в рідкому середовищі. У результаті виконаних досліджень було встановлено, що процес дешламації і селективної флокуляції ефективно протікає в рідкому середовищі прийомної ємності дешламатора при pH = 7,0-10,5. У результаті дешламації формуються два потоки: один із яких є згущеним залізовмісним продуктом, а інший - злив - хвости збагачення. Було встановлено, що фізико-хімічні процеси, що відбуваються при взаємодії диспергатора з рудними і породними частками, досить різні. При адсорбції з мінеральною рудною масою аніона або катіона диспергатора з добавками солей важких металів відбувається зміна електрокінетичного потенціалу поверхні мінеральних зерен руди. Це призводить до пептизації нерудних кварцвміщуючих порід і створює сприятливі умови для коагуляції рудних залізовмісних часток. Так, наприклад, застосування диспергатора викликає тією чи іншою мірою пептизацію породних часток, а добавка солей важких металів, наприклад, цинкового купоросу - коагуляцію рудних залізовмісних часток. Рудні частки мають практично однакову полярність із компонентами, що складають розчин рідкого скла. Тому наявність розчину на поверхні рудних часток пояснюється силами поверхневого натягу, слабкими молекулярними зв'язками між розчином і мінеральною часткою, а також частковою дифузією рідини в прикордонний шар мінера 5 льної частки. Це призводить до того, що розчин не міцно втримується на поверхні рудної частки і при її взаємодії з технологічною водою він повністю змивається з поверхні. Породні частки зберігають шар розчину диспергатора на своїй поверхні. Це призводить до того, що солі важких металів, які перебувають у диспергаторі, абсорбуються на кварц-породних частках з утворенням силікатів важких металів. Утворені силікати важких металів визначають однополярну зарядженість породних часток, що не дозволяє їм флокулювати між собою і утворювати відносно великі агрегати. У результаті гідродинамічних процесів, в дешламаторі відбувається осадження залізовмісних часток, а породні частки, позбавлені можливості коагулюватися за рахунок малої маси і низької гідравлічної густини, перебувають у зваженому стані в рідкому середовищі і відповідно несуться висхідними потоками у зону зливу дешламатора. У результаті дешламації породні частки надходять як злив у шламосховище для наступного складування, а рудні частки осаджуються на дно ванни дешламатора і надходять на магнітну сепарацію для одержання збагаченого продукту - залізорудного концентрату і хвостів магнітної сепарації. Отримані результати були систематизовані на підставі теоретичних і дослідно-промислових досліджень, а також порівняння пропонованої і традиційної технології гравітаційного і магнітного збагачення залізної руди. Установлено, що розроблений спосіб забезпечує високий ступінь флокуляції залізовмісних часток і, відповідно, диспергування нерудних мінеральних зерен за допомогою диспергатора при високому ступеню його закріплення на поверхні породних часток. Експериментальними дослідженнями встановлено, що селективна флокуляція протікає максимально ефективно в дешламаторі у середовищі, водневий показник (pH) якої відповідає величині 7,0-10,5. При зниженні величини pH менш 7,0 збільшується кислотність середовища, у якій перебувають мінеральні частки. Це призводить до збільшення міцності плівки на поверхні залізовмісних часток і ускладнюється її змив у прийомній ємності дешламатора і, відповідно, сповільнюється процес коагуляції рудних часток для наступного осадження. При збільшенні pH середовища, у якій протікає селективна коагуляція, понад величини 10,5 - збільшується її лужність, що призводить до недостатньої міцності плівки розчину диспергатора на кварцвміщуючих частках порожніх порід. Це призводить до того, що може відбуватися часткова коагуляція породних часток, їхнє осадження на дно прийомної ємності дешламатора і засмічення збагачуваного продукту. 57494 6 Дослідження показали, що при витратах диспергатора менш 0,2 кг на тонну здрібненої рудної маси, не дозволяє ефективно реалізувати селективну флокуляцію з низькою концентрацією розчину. При зменшенні витрат диспергатора нижче заявленої межі, кварцвміщуючі частки частково коагулюються і осаджуються в зону формування пісків дешламації. Збільшення витрат диспергатора більше 6,0 кг на тонну подрібненої рудної маси негативно впливає на флокуляцію рудних часток у рідкому середовищі прийомної ємності дешламатора. Дослідження показали, що зменшення концентрації розчину солей важких металів, менш 1,0% при обробці подрібненої руди призводить до того, що плівка на поверхні часток є маломіцною і не дозволяє повною мірою здійснювати якісну селективну коагуляцію рудної сировини при її дешламації. Збільшення концентрації солей важких металів у диспергаторі більше 1,5 % призводить до невиправданого збільшення собівартості збагачення залізорудного продукту без приросту якісних показників його збагачення. Дослідно-промислові випробування виконувалися на сировині, що була представлена окисленою залізною рудою Криворізького басейну крупністю 0-16 мм із масовою часткою заліза 36,0 %. Вхідна сировина подавалася на подрібнення, дешламацію, магнітну сепарацію у слабкому і сильному полях. Випробування проводилися за базовою технологією збагачення, прийнятою на Криворізькому гірничо-збагачувальному комбінаті окислених руд і за пропонованою технологією збагачення. Кінцева крупність подрібнення руди за обома варіантами технологічних схем збагачення становила 95% класу мінус 0,044 мм. За результатами порівняльних випробувань збагачення окисленої залізної руди встановлено, що пропонований варіант збагачення забезпечує приріст ефективності збагачувального переділу з 74,4 до 96,0 %. При цьому масова частка заліза в концентраті зросла з 60,1 до 65,0 %, а втрати заліза із хвостами зменшилася з 18,2 до 14,0 %. За якісними показниками і фізико-механічними властивостями отриманий залізорудний концентрат відповідає всім вимогам, пропонованим до металургійної сировини. Реалізація корисної моделі дозволяє підвищити ефективність переробки труднозбагачуваних окислених руд. Використання запропонованої технології не вимагає істотних змін у прийнятій на гірничозбагачувальному комбінаті послідовності переробки вихідної сировини. При цьому ланцюг основних технологічних апаратів залишається без зміни. Впровадження пропонованого способу не вимагає значних капітальних витрат і не збільшує собівартість продукції на стадії освоєння нової технології. 7 Комп’ютерна верстка Л.Литвиненко 57494 8 Підписне Тираж 23 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