Спосіб збагачення магнетитових руд

Реферат: Спосіб збагачення магнетитових руд, який включає стадіальні технологічні операції подрібнення, класифікації, дешламації, магнітної сепарації з одержанням магнетитового концентрату. Живлення останньої стадії магнітної сепарації (піски дешламації) піддається послідовно двом додатковим операціям: селективній гідрофобній флокуляції та диспергуванню сфлокульованої залізорудної пульпи. UA 108254 U (54) СПОСІБ ЗБАГАЧЕННЯ МАГНЕТИТОВИХ РУД UA 108254 U UA 108254 U 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 Корисна модель належить до області збагачення залізних руд і може бути використана на гірничо-збагачувальних комбінатах для переробки магнетитових руд. Відомий спосіб магнітного збагачення тонковкраплених магнетитових руд, який включає тричотири стадії подрібнення та класифікації руди, дві-три стадії дешламації, до п'яти стадій магнітної сепарації та фільтрацію отриманого концентрату. Крупність подрібнення на рівні 9496 % класу мінус 74 мкм в поєднанні з великою кількістю стадій магнітної сепарації дозволяє отримати концентрат високої якості, вміст заліза в концентраті досягає 65,5 % [Справочник по обогащению руд. Основные процессы/ Под ред. О.С. Богданова. - М.: Недра, 1983. - С. 203]. Недоліком цього способу є магнітна флокуляція внаслідок взаємного магнітного притягання частинок магнетиту у магнітних полях. Утворені у магнітному полі флокули, в які механічно залучаються немагнітні частинки пустої породи та зростки, дуже міцні та погано руйнуються у магнітних полях сепараторів. Це зумовлює недостатню селективность та, як наслідок, невисоку ефективність магнітного збагачення. Для підвищення показників збагачення потрібне зниження крупності помелу для більш повного розкриття мінералів (наприклад до 95 % класу мінус 56 або навіть 45 мкм). Але зниження крупності частинок зумовлює подальше зниження селективності та ефективності збагачення, що зумовлене магнітною флокуляцією, налипанням нерудних шламів на поверхнях рудних зерен, втратою заліза із тонкодисперсними частинками. Відомий спосіб магнітного збагачення із застосуванням розмагнічування феромагнітних частинок пульпи, для чого на намагнічену в процесі збагачення магнетитову пульпу впливають імпульсами загасаючого змінного електромагнітного поля, що розмагнічує. Відповідно способу, при розмагнічуванні магнетитової пульпи флокули руйнуються і звільняють частки порожньої породи і бідних зростків. При влученні в магнітне поле наступних сепараторів флокули утворюються знову, але магнетитові частки флокулюють по-іншому, у зв'язку із чим імовірність захвата ними часток порожньої породи і бідних зростків зменшується. За рахунок цього поліпшується робота операції магнітної сепарації, підвищуються технологічні показники збагачення [Пат. 72383 Україна, МПК В03В 7/00. Спосіб збагачення магнетитових руд/ Кірносов К.Е., Кірносов С.Е., Кірносов Е.Г. та ін. (Україна). - № u201205773; Заявл. 11.05.2012; Опубл. 10.08.2012, Бюл. № 15]. Недоліком цього способу є те, що частинки крупністю менше 40 мкм важко піддаються розмагнічуванню. Після розмагнічування величина коерцетивної сили частинок магнетиту крупністю 40 мкм знижується всього приблизно на 7 відн. %. Досягнення повного розмагніченого стану із відсутньою магнітною флокуляцією можливо лише для частинок крупністю більше 400 мкм. Але така крупність подрібнення тонковкрапленої руди не забезпечить високих показників збагачення. Крім цього, для здійснення розмагнічування необхідне спеціальне обладнання. В основу запропонованої корисної моделі поставлено задачу удосконалення способу магнітного збагачення тонковкраплених магнетитових руд з метою підвищення селективності та ефективності збагачення. В запропонованому способі магнітного збагачення поставлена задача вирішується шляхом використання послідовних операцій селективної гідрофобної флокуляції та диспергування живлення останньої стадії магнітної сепарації. Поставлена задача вирішується за рахунок того, що у способі збагачення магнетитових руд, який включає стадіальні технологічні операції подрібнення, класифікації, дешламації, магнітної сепарації, фільтрації з одержанням магнетитового концентрату живлення останньої стадії магнітної сепарації (піски дешламації) піддається послідовно двом додатковим операціям: селективній гідрофобній флокуляції шляхом контактування залізорудної пульпи із гідрофобним флокулянтом - емульсією солярового масла у розчині мила дистильованого талового масла при відношенні мила дистильованого талового масла до солярового масла в емульсії як 2 до 1 та при витраті мила - 0,5-1,0 кг/т і диспергуванню зфлокульованої залізорудної пульпи шляхом контактування із диспергатором - рідким склом при витраті останнього 0,4-0,6 кг/т. Встановлено, що запропонована витрата мила дистильованого талового масла в емульсії 0,5-1 кг на тону живлення магнітної сепарації за твердою речовиною якнайкраще забезпечує підвищення селективності та ефективності магнітного збагачення. При обробці згущеної пульпи гідрофобним флокулянтом у контактному чані відбувається часткова механічна дефлокуляція із вивільненням породних частинок та утворення флокул внаслідок гідрофобізації поверхні залізовмісних частинок милом дистильованого талового масла та соляровим маслом. Гідрофобна флокуляція відбувається при зчепленні аполярних груп аніонного реагенту мила дистильованого талового масла, що закріпилися на поверхні частинок, а також при злитті плівок аполярного реагенту солярового масла, що обволікають частинки. Відбувається закріплення тонких залізовмісних частинок на краплях масла або 1 UA 108254 U 5 притягання їх у момент їх контакту з утворенням агрегатів. Подальша обробка пульпи реагентом-диспергатором рідким склом сприяє перечищенню зфлокульованого продукту. При додаванні рідкого скла відбувається витіснення з поверхні частинок зростків мінералів аніонів 2флокулянта RCOO , які слабко закріпилися, іонами HSiO3 та SiO3 , а також закріплення сильно гідратованих міцел кремнієвої кислоти на поверхні породних мінералів. Під дією диспергатора рідкого скла та механічної дії (перемішування) відбувається видалення слабко зфлокульованого та механічно захопленого кварцу, що приводить до підвищення селективності подальшого розділення мінералів. В таблиці наведені результати магнітної сепарації магнетитової руди в різних умовах. 10 Таблиця Результати магнітної сепарації в лабораторних умовах Масова Ефективність Коефіцієнт Вихід, частка Вилучення збагачення Умови досліду Продукт селективності % заліза, заліза, % (за (за Годеном) % Гамільтоном) концентрат 92,9 67,1 96,9 без відомий відходи 7,1 27,7 3,1 69,3 5,33 флокулянта вихідний 100 64,3 100 із концентрат 94,0 67,2 98,2 флокулянтом відходи 6,0 18,9 1,8 запропонований 77,6 8,81 при витраті вихідний 100 64,3 100 мила 0,5 кг/т із концентрат 94,6 67,0 98,6 флокулянтом відходи 5,4 17,0 1,4 запропонований 79,7 9,91 при витраті вихідний 100 64,3 100 мила 1 кг/т Спосіб збагачення 15 20 25 30 35 40 Як вихідний продукт для магнітної сепарації використано живлення магнітних сепараторів останньої (четвертої) стадії збагачення збагачувальної фабрики Північного ГЗК крупністю 96 % класу 56 мкм з масовою часткою заліза 64,3 %. Дані, наведені в таблиці, свідчать про те, що магнітне збагачення запропонованим способом має кращі показники, ніж у відомому способі. Так, вихід концентрату збільшується на 1,1-1,7 %, вилучення заліза в концентрат збільшується на 1,3-1,7 %, масова частка заліза у відходах значно зменшується - на 8,8-10,7 % при витраті гідрофобного флокулянту (за милом), відповідно 0,5-1,0 кг/т. Масова частка заліза у концентраті практично не змінюється. Тобто, обробка залізорудної пульпи гідрофобним флокулянтом емульсією солярового масла у розчині мила дистильованого талового масла дозволяє підвищити вихід концентрату та вилучення заліза у концентрат за рахунок зменшення втрат заліза з відходами збагачення при збереженні якості концентрату. Дослідженнями встановлено, що при витраті флокулянту менше 0,5 кг/т приріст виходу концентрату та вилучення заліза у концентрат становлять менше 1 %, а витрата реагенту більше 1 кг/т не дозволяє значно покращити показники збагачення, вихід концентрату та вилучення заліза у концентрат практично не змінюються. Тому витрата флокулянту 0,5-1,0 кг/т є оптимальною. Дослідження показали також, що витрата рідкого скла менше 0,4 кг/т та більше 0,6 кг/т не дозволяє ефективно реалізувати селективну флокуляцію. При витратах менше 0,4 кг/т кварцвмісні частинки частково залишаються у флокулах. Збільшення витрат рідкого скла більше 0,6 кг/т негативно впливає на флокуляцію рудних частинок у рідкому середовищі. Використання гідрофобної флокуляції запропонованим реагентом при витраті мила 0,51,0 кг/т та диспергування рідким склом при витраті 0,4-0,6 кг/т покращує селективність та ефективність збагачення. Дані, наведені в таблиці, свідчать, що селективність збагачення підвищується в 1,65-1,89 рази, ефективність збагачення збільшується на 8,3-10,4 %. Приклад 1. Пробу магнетитового продукту з масовою часткою заліза 64,3 % масою 500 г при співвідношенні твердого до рідкого як 1 до 1 вміщували у контактний чан, додавали реагентфлокулянт - емульсію солярового масла у 5 %-ному розчині мила дистильованого талового масла при співвідношенні мила до солярового масла як 2 до 1 у кількості 5,125 г (витрата мила дистильованого талового масла 0,5 кг/т), перемішували пульпу з доданою емульсією впродовж 10 хвилин, далі у контактний чан додавали 4 г 5 %-ного розчину рідкого скла (витрата 0,4 кг/т) і 2 UA 108254 U 5 10 15 20 перемішували пульпу 3 хвилини. Після контактування з реагентами залізорудну пульпу направляли у магнітний сепаратор. Як результат магнітного збагачення одержали концентрат з масовою часткою заліза 67,2 % з виходом 94 % та вилученням заліза 98,2 %. Приклад 2. Пробу магнетитового продукту з масовою часткою заліза 64,3 % масою 500 г при співвідношенні твердого до рідкого як 1 до 1 вміщували у контактний чан, додавали реагентфлокулянт - емульсію солярового масла у 5 %-ному розчині мила дистильованого талового масла при співвідношенні мила до солярового масла як 2 до 1 у кількості 10,25 г (витрата мила дистильованого талового масла 1,0 кг/т), перемішували пульпу з доданою емульсією впродовж 10 хвилин, далі у контактний чан додавали 6 г 5 %-ного розчину рідкого скла (витрата 0,6 кг/т) і перемішували пульпу 3 хвилини. Після контактування з реагентами залізорудну пульпу направляли у магнітний сепаратор. Як результат магнітного збагачення одержали концентрат з масовою часткою заліза 67,0 % з виходом 94,6 % та вилученням заліза 98,6 %. Запропонований спосіб може бути використаний у промислових умовах. Згущений залізорудний продукт (піски дешламації), що є вихідним живленням останньої стадії магнітної сепарації направляється у контактний чан, в який додається гідрофобний флокулянт: емульсія солярового масла у розчині мила дистильованого талового масла при витраті від 0,5 до 1,0 кг мила на тону твердого у живленні магнітної сепарації. Контактування пісків дешламації з реагентом-флокулянтом відбувається впродовж 10 хвилин. Проконтактована з флокулянтом пульпа направляється у другий контактний чан, куди додається диспергатор рідке скло при витраті від 0,4 до 0,6 кг на тону твердого. Контактування пісків дешламації з реагентомдиспергатором відбувається впродовж 3 хвилин. Далі проконтактована пульпа направляється в операцію магнітної сепарації з одержанням магнетитового концентрату. ФОРМУЛА КОРИСНОЇ МОДЕЛІ 25 30 35 Спосіб збагачення магнетитових руд, який включає стадіальні технологічні операції подрібнення, класифікації, дешламації, магнітної сепарації з одержанням магнетитового концентрату, живлення останньої стадії магнітної сепарації (піски дешламації) піддається послідовно двом додатковим операціям: селективній гідрофобній флокуляції шляхом контактування залізорудної пульпи із гідрофобним флокулянтом: емульсією солярового масла у розчині мила дистильованого талового масла при відношенні мила дистильованого талового масла до солярового масла в емульсії як 2 до 1 та при витраті мила - 0,5-1,0 кг на тону твердого живлення магнітної сепарації і диспергуванню зфлокульованої залізорудної пульпи шляхом контактування її із диспергатором - рідким склом при витраті останнього 0,4-0,6 кг на тону твердого живлення магнітної сепарації. Комп’ютерна верстка А. Крижанівський Державна служба інтелектуальної власності України, вул. Василя Липківського, 45, м. Київ, МСП, 03680, Україна ДП “Український інститут інтелектуальної власності”, вул. Глазунова, 1, м. Київ – 42, 01601 3