СПОСОБ ОБОГАЩЕНИЯ ЖЕЛЕЗОСОДЕРЖАЩИХ РУД
IRON-BEARING ORE BENEFICATION METHOD

Изобретение относится к обогащению железосодержащих руд и может быть использовано в горнорудной и металлургической промышленности.
Известен способ обогащения железосодержащих руд, включающий несколько стадий их обогащения, каждая из которых предусматривает мокрое измельчение материала в мелющем контуре и магнитную сепарацию измельченной рудной массы с получением магнитного продукта, подаваемого на очередную стадию обогащения, и хвостов. Конечный концентрат получают на последней стадии магнитной сепарации [1].
Недостатком способа является его низкая эффективность, вызванная тем, что в процессе магнитной сепарации полученный магнитный продукт, содержащий раскрытые зерна магнетита, направляют на последующие стадии обогащения, что вызывает переизмельчение и ошламование раскрытых рудных зерен.
Наиболее близким по технической сущности к данному способу является способ обогащения железосодержащих руд, включающий мокрое измельчение исходной руды в первом мелющем контуре, первую стадию магнитной сепарации измельченной руды и первую стадию классификации полученного магнитного продукта на слив и пески, которые после измельчения во втором мелющем контуре направляют на вторую стадию магнитной сепарации с последующим возвратом ее магнитного продукта на первую стадию классификации, а слив обесшламливают и подают на третью стадию магнитной сепарации. Продукт третьей стадии магнитной сепарации подают на вторую стадию классификации с разделением на слив и пески, которые после третьего мелющего контура направляют на четвертую стадию магнитной сепарации, с последующим возвратом магнитного продукта на вторую стадию классификации, а слив с этой стадии классификации обесшламливают и подают на пятую стадию магнитной сепарации. Хвосты всех стадий магнитной сепарации направляют в шламохранилище [2].
Этот способ взят нами в качестве прототипа.
Данное техническое решение обеспечивает разделение продукта первой стадии магнитной сепарации на крупные и мелкие классы и их дальнейшее параллельное обогащение, что повышает содержание полезного компонента в конечном концентрате по сравнению с аналогом. Однако недостатком прототипа, как и аналога, является также его низкая эффективность, связанная с тем, что из технологического процесса стадиально выводят только отвальные хвосты, направляя оставшуюся рудную смесь по схеме, где раскрытые рудные минералы переизмельчаются, ошламовываются и обводняются. Данный способ обогащения руд включает три стадии измельчения и пять стадий магнитной сепарации, что приводит к значительным эксплуатационным и капитальным затратам.
Задачей изобретения является повышение эффективности процесса обогащения железосодержащих руд за счет выделения раскрытых зерен магнетита в конечный концентрат после первой стадии магнитной сепарации и предотвращения переизмельчения и ошламования рудных зерен при дальнейшем обогащении, повышение производительности технологической линии и снижение эксплуатационных и капитальных затрат путем сокращения числа стадий измельчения и обогащения.
Это достигается тем, что в способе обогащения железосодержащих руд, включающем мокрое измельчение исходной руды в первом мелющем контуре, первую стадию магнитной сепарации измельченной руды и классификацию полученного магнитного продукта на слив и пески, которые после измельчения во втором мелющем контуре направляют на вторую стадию магнитной сепарации с последующим возвратом ее магнитного продукта на классификацию, а слив обесшламливают и подают на третью стадию магнитной сепарации, а также удаление хвостов всех стадий магнитной сепарации в шламохранилище, после первой и второй стадий магнитной сепарации измельченной железосодержащей руды из каждого полученного магнитного продукта выделяют раскрытые зерна магнетита в конечный концентрат посредством мокрого магнитного сепаратора высокой селективности, а оставшиеся части этих продуктов классифицируют, при этом магнитный продукт третьей стадии магнитной сепарации подают во второй мелющий контур.
В патентной литературе совокупность вышеуказанных признаков способа обогащения железосодержащих руд не обнаружена.
На чертеже показана технологическая схема для осуществления способа.
Способ обогащения железосодержащих руд осуществляется следующим образом.
Исходную железосодержащую руду измельчают в первом мелющем контуре, состоящем из мельницы мокрого самоизмельчения, например, типа «Каскад» и классификатора, например, типа 2КСН, после чего измельченную руду обогащают на первой стадии мокрой магнитной сепарации (ММС) посредством мокрого магнитного сепаратора, например, типа ПБМ с получением на выходе магнитного продукта с объемным содержанием раскрытых зерен магнетита порядка 30-60% и хвостов. Этот магнитный продукт подают на мокрую магнитную сепарацию с выделением концентрата (ММС ВК), где из него выделяют раскрытые рудные зерна в конечный концентрат посредством мокрого магнитного сепаратора с высокой селективностью (ММС ВС), состоящего, например, из барабана, установленного в корпусе с возможностью вращения, круговой магнитной системы с постоянными магнитами чередующейся полярности, установленной неподвижно внутри барабана, индукционной щетки с брызгалами для съема концентрата с поверхности барабана, загрузочного и разгрузочных устройств. В магнитном поле сепаратора рудные частицы флокулируют с образованием множества отдельных прядей-флокул, при этом в них захватывается часть сростков и зерен пустой породы. Каждая флокула представляет собой совокупность нескольких десятков или сотен частиц, соединенных цепочкой, которая сориентирована длинной осью в пространстве вдоль силовых линий магнитного поля. При относительном движении рабочей поверхности барабана и магнитной системы с чередующейся полярностью вектор напряженности магнитного поля вблизи поверхности совершает вращение, то есть возникает явление «бегущего» магнитного поля. Флокулы, ориентируясь вдоль силовых линий, также совершают вращательное движение вокруг точки касания с рабочей поверхностью. При достаточно большой частоте вращения флокул (>20 Гц) происходит их разрушение и перегруппировка, что вызывает освобождение из них сростков и частиц пустой породы, которые самотеком разгружаются в нижней части корпуса, а частицы магнетита остаются во флокулах и транспортируются по барабану к индукционной щетке, где осуществляется вывод концентрата в конечный продукт [3]. Оставшуюся часть магнитного продукта после выделения концентрата направляют на классификацию, например, в гидроциклон типа ГЦ с разделением продукта на слив и пески. Далее пески доизмельчают во втором мелющем контуре, состоящем, например, из мельницы типа МРГ и классификатора типа КСН, после чего их подают на вторую стадию магнитной сепарации, осуществляемой посредством мокрого магнитного сепаратора, например, типа ПБМ с получением хвостов и магнитного продукта с объемным содержанием раскрытых зерен магнетита порядка 50-75%. Из этого магнитного продукта выделяют раскрытые зерна магнетита в конечный концентрат посредством мокрого магнитного сепаратора аналогичного сепаратору ММС ВС с получением конечного концентрата и магнитного продукта, который возвращают на классификацию. Тонкий слив классификации обесшламливают посредством дешламатора, например, типа МД и направляют на третью стадию магнитной сепарации, осуществляемую посредством мокрого магнитного сепаратора, например, типа ПБМ с получением хвостов и магнитного продукта, содержащего сростки, который направляют на доизмельчение во второй мелющий контур. Все хвосты магнитных сепарации и операции обесшламливания направляют в отвальные хвосты.
Пример реализации способа обогащения железосодержащих руд
Исходную руду с массовой долей железа общего 33,05% измельчают в первом мелющем контуре, состоящем из мельницы мокрого самоизмельчения ММС-90×30А, работающей в замкнутом цикле с классификатором 2КСНТ-3,0×17,2, до крупности 50,7% класса -0,045 мм и подают на магнитные сепараторы ПБМ-ПП-120×300 первой стадии магнитной сепарации, состоящей из трех приемов, получая при этом хвосты с содержанием железа общего 10,08% и магнитный продукт крупностью 46% класса -0,045 мм с содержанием железа общего 58,4% и с объемным содержанием раскрытых рудных зерен 57,6%. Далее магнитный продукт направляют на сепаратор ММС ВС с получением конечного концентрата с содержанием железа общего 68,5% и массовой долей класса -0,045 мм 54%, а также магнитного продукта с содержанием железа общего 53,28%. Затем этот магнитный продукт подвергают классификации в гидроциклонах ГЦ-500 с получением слива, а также песков с содержанием железа общего 57,86%. Пески подают на доизмельчение во второй мелющий контур, состоящий из мельницы МРГ-55×75, работающей в замкнутом цикле с классификатором 1КСНТ-3,0×17,2, после чего их направляют на магнитные сепараторы ПБМ-ПП-120×300 второй стадии магнитной сепарации. В результате обогащения песков на второй стадии магнитной сепарации получают хвосты с содержанием железа общего 14,86% и магнитный продукт крупностью 96% класса -0,045 мм с содержанием железа общего 60,13% и с объемным содержанием раскрытых рудных зерен 73,5%. Из полученного магнитного продукта второй стадии магнитной сепарации выделяют раскрытые зерна магнетита посредством магнитного сепаратора ММС ВК в конечный концентрат с содержанием железа общего 68,83% и массовой долей класса -0,045 мм 91%, а также магнитного продукта с содержанием железа общего 52,35%, который возвращают на классификацию в гидроциклоны. Тонкий слив классификации с массовой долей класса
-0,045 мм 81% и содержанием железа общего 47,27% обесшламливают посредством дешламатора МД-9 и направляют на третью стадию магнитной сепарации, осуществляемой посредством мокрых магнитных сепараторов ПБМ-ПП-120×300. После магнитной сепарации тонкого слива получают хвосты с содержанием железа общего 13,86% и магнитный продукт с содержанием железа общего 56,28%. Магнитный продукт, содержащий сростки, подают на доизмельчение во второй мелющий контур. Все хвосты магнитных сепарации и операции обесшламливания направляют в отвальные хвосты.
По предложенному способу обогащения железосодержащих руд получают суммарный конечный концентрат с выходом 38,2% и содержанием железа общего 68,7%, извлечение железа в концентрат 79,41%, а также отвальные хвосты с выходом 61,8% и содержанием железа общего 11,01%, извлечение железа в хвосты 20,59%.
Реализация предложенного способа позволяет по сравнению с прототипом повысить выход концентрата на 0,8%, содержание железа общего в концентрате на 0,2%, увеличить извлечение железа общего в концентрат на 1% за счет стадиального выделения раскрытых зерен магнетита без их переизмельчения, одновременно при этом сократить стадии измельчения с трех до двух, стадии магнитного обогащения с пяти до трех, что позволяет значительно сократить капитальные затраты, сократить удельную норму расхода электроэнергии на 20% на производство 1 т концентрата.
Источники информации
1. Разумов К.А. Проектирование обогатительных фабрик. - М.: Недра, 1982, с.163-173.
2. Остапенко П.Е. Теория и практика обогащения железных руд. - М.: Недра, 1985, с.90-95, 150-155 (прототип).
3. Кармазин В.В., Кармазин В.И. Магнитные, электрические и специальные методы обогащения полезных ископаемых. T.1. - М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2005, с.273-301.