Содержание к диссертации
Введение
1 Анализ состояния минерально-сырьевой базы горно-металлургического комплекса Республики Казахстан и разработка концепции освоения бедных и некондиционных руд в конкурентной среде 14
1.1 Оценка перспектив развития горно-металлургического комплекса Казахстана в современных экономических условиях 14
1.2 Выбор и обоснование цели, задач и объектов исследования 20
1.3 Разработка концепции развития горно-металлургического комплекса Республики Казахстан при проектировании отработки и обогащения руд вводимых в эксплуатацию месторождений 31
1.4 Выводы по разделу 44
2 Исследование и создание новых методов обогащения сильномагнитных руд методом сухой магнитной сепарации 45
2.1 Перспективы и тенденции развития методов обогащения сильномагнитных руд 45
2.2 Исследование движения частиц пылевоздушной смеси в магнитном поле 55
2.3 Исследование процесса магнитной аэросепарации 58
2.4 Новый способ сухой магнитной сепарации и устройство, его реализующее 68
2.5 Выводы по разделу 73
3 Исследование и обоснование механизма концентрации полезных компонентов из техногенного сырья 75
3.1 Анализ уровня использования и управления отхода ми горнопромышленного производства в Казахстане 75
3.2 Определение физико-механических свойств и минералогического состава марганецсодержащих отсевов 77
3.3 Отработка параметров гравитационного процесса обогащения марганецсодержащего отсева 83
3.4 Исследование методов, сочетающих технологии магнитного и гравитационного обогащения 88
3.5 Совершенствование конструкций сепараторов для мокрой магнитной сепарации слабомагнитных материалов с использованием математического моделирования 99
3.6 Оценка возможности концентрации марганца из шламов различными процессами обогащения 118
3.7 Выводы по разделу 128
4 Исследование механизма извлечения никеля из окисленных никелевых руд 130
4.1 Теоретические аспекты извлечения никеля из окисленных никелевых руд методом гидрохлорирования 130
4.2 Разработка способа переработки окисленных никельсодержащих руд 137
4.3 Выводы по разделу 141
5 Исследование и обоснование механизма извлечения полезных компонентов из высоко глинистых руд 143
5.1 Целесообразность сухого обогащения высокоглинистых руд 143
5.2 Лабораторные исследования метода сухого обогащения высокоглинистых руд 145
5.2.1 Исследование процесса сушки высокоглинистых руд 145
5.2.2 Исследование процесса измельчения высокоглинистых руд 146
5.2.3 Исследование способа воздушной классификации 151
5.2.4 Исследование процесса сухой магнитной сепарации 157
5.3 Выводы по разделу 165
6 Разработка, опытно-промышленная проверка и внедрение технологий обогащения бедных, некондиционных руд и техногенных ресурсов 167
6.1 Разработка и опытно-промышленная проверка технологий обогащения бедных железных руд 167
6.1.1 Разработка технологии железной руды месторождения Бапы 172
6.1.2 Разработка и опытно-промышленные испытания технологии обогащения магнетитовых руд сухой магнитной сепарацией 172
6.1.2.1 Разработка технологий сухого обогащения титано-Магнетитовой руды Масальского месторождения 178
6.1.2.2 Опытно-промышленные испытания схемы сухого обогащения руд Масальского месторождения 178
6.2 Опытно-промышленные испытания и внедрение технологий обогащения марганецсодержащих отсевов месторождений Тур и Восточный Камыс 183
6.3 Создание установки для переработки окисленных никелевых руд и результаты опытно-промышленных испытаний 189
6.3.1 Испытания полупромышленной установки гидрохлорирования окисленной никелевой руды 189
6.3.2 Полупромышленные испытания установки солевого стриппинга для регенерации хлористого водорода 194
6.4 Полупромышленные испытания метода сухого обогащения высокоглинистых руд 198
6.5 Выводы по разделу 204
Заключение 206
Список использованных источников 209
Приложения 220
- Перспективы и тенденции развития методов обогащения сильномагнитных руд
- Теоретические аспекты извлечения никеля из окисленных никелевых руд методом гидрохлорирования
- Исследование процесса сухой магнитной сепарации
- Разработка и опытно-промышленные испытания технологии обогащения магнетитовых руд сухой магнитной сепарацией
Введение к работе
Актуальность темы: Республика Казахстан является государством с высокоразвитой горно-металлургической отраслью промышленности, минерально-сырьевой базой которой являются как крупные, так средние и мелкие месторождения практически всех существующих полезных ископаемых. Известные крупные месторождения, на основе которых в стране созданы центры цветной и черной металлургии, либо уже выработаны, либо их эксплуатация завершается. Восполнение и расширение сырьевой базы действующих горно-металлургических комбинатов в ближайшем будущем возможно за счет вовлечения в отработку новых средних и мелких месторождений с относительно небольшим объемом запасов и невысоким содержанием полезных компонентов. Однако, такие месторождения, как правило, располагаются достаточно далеко от существующих металлургических центров переработки минерального сырья. Отсутствие инфраструктуры и транспортных коммуникаций служит существенным препятствием для их освоения. В то же время, вовлечение в эксплуатацию таких месторождений позволяет, с одной стороны, продлить срок службы действующих предприятий, которые в большинстве случаев являются градообразующими, и сохранить кадры, а с другой стороны - обеспечить сокращение объемов инвестиций в строительство новых горнометаллургических предприятий в неосвоенных районах. Эта проблема может быть решена путем создания на средних, мелких и техногенных месторождениях с относительно небольшими объемами запасов и сроком отработки 10-15 лет вахтовых поселков с передвижными модульными комплексами. Однако, эффективные технологии переработки бедных руд, а также некондиционного техногенного сырья на сегодняшний день еще недостаточно разработаны, поскольку для условий отдаленных вахтовых предприятий эти технологии должны быть достаточно специфичны.
В отдельных районах часто имеются ограничения по дебиту воды, что может заставить применить сухое обогащение. Все это требует специальных направленных исследований обогатимости сырья, а также экономических расчетов рентабельности применения подобных способов.
Учитывая вышеизложенное, весьма актуальным для экономической перспективы Казахстана является разработка инновационных технологий обогащения природного и техногенного сырья, позволяющих расширить сырьевую базу металлургической промышленности, снизить вредное воздействие на окружающую среду за счет сокращения объемов складированных промышленных отходов и улучшить социальную обстановку за счет продления срока службы градообразующих горнометаллургических предприятий.
Целью работы является расширение сырьевой базы горнометаллургического комплекса на основе концепции создания легких модульных обогатительных фабрик для освоения средних, мелких и техногенных месторождений, содержащих стратегически важные минеральные ресурсы для производства сталей и сплавов общего и специального назначения, и разработки принципиально новых технологий обогащения и технологических аппаратов, обеспечивающих возможность получения товарных концентратов из бедного некондиционного сырья.
Идея работы состоит в том, что обеспечение стабильного развития производства сталей и сплавов общего и специального назначения достигается за счет расширения сырьевой базы горно-металлургического комплекса путем вовлечения в эксплуатацию бедных руд и некондиционного техногенного сырья на основе использования специально разработанных технологий их обогащения.
Для достижения поставленной цели и реализации основной идеи в работе определены следующие основные задачи:
разработка концепции освоения средних и мелких месторождений, расположенных вдали от горно-металлургических центров;
исследование и создание новых методов обогащения сильномагнитных руд методом сухой магнитной сепарации;
изучение и обоснование механизма извлечения минералов из некондиционного марганецсодержащего сырья новыми методами;
исследование и раскрытие механизма извлечения никеля из окисленных никелевых руд на основе высокотемпературного гидрохлорирования;
исследование и обоснование механизма извлечения полезных компонентов из высокоглинистых руд с использованием процессов глубокого высушивания глин;
опытно-промышленная проверка и внедрение разработанных технологических решений.
В качестве объектов исследования выбраны месторождения и техногенные минеральные образования черных, цветных и легирующих металлов для производства сталей и сплавов общего и специального назначения, сырьевая база которых требует существенного пополнения в ближайшем будущем: железных, марганцевых, никель-кобальтовых и титановых руд.
Методы исследования. В работе применена комплексная методика исследований, включающая анализ существующих научных разработок и опыта их использования горно-обогатительными предприятиями, проведение теоретических и экспериментальных исследований с использованием рентгенофазового, химического и электронно-зондового анализа, математического моделирования технологических процессов, обработки полученных данных методами математической статистики, применение технико-экономического анализа разработанных решений.
Научные положения и результаты, защищаемые автором
Разработана экономически обоснованная концепция освоения средних, мелких месторождений и техногенного минерального сырья, расположенных вдали от горно-металлургических центров, путем строительства временных производств в виде легких обогатительных фабрик-модулей непосредственно на месторождениях и организации производства товарного концентрата на основе вахтового принципа. Разработана классификация некондиционного минерального сырья и классификация требований к технологиям, используемым при обогащении сырья на обогатительных модулях вахтовым способом.
Установлены и изучены механизмы разделения минеральных частиц сильномагнитных руд в магнитном аэросепараторе (МС) и установлена зависимость скорости, с которой необходимо вдувать пылевоздуш- ную смесь в МС, для извлечения частиц руды удельной магнитной восприимчивостью равной или более х для данного значения остаточной индукции Br. Данная зависимость с достаточной степенью точности описывается полиномом второй степени вида y = a + bx + cx2, и на ее основе разработан высокоэффективный метод и аппарат МС для обогащения сильномагнитных руд.
Экспериментально установлена и научно обоснована возможность дополнительного получения товарного концентрата из марганецсодержащего отсева на основе использования комбинированных технологий его обогащения, сочетающих процессы гравитационного и магнитного воздействия. Данное производство позволит поддержать стабильное функционирование ферросплавной отрасли при отработке основных балансовых запасов марганцевых руд.
При вскрытии сложных силикатных никельсодержащих руд повышенной влажности методом гидрохлорирования во вращающемся реакторе с противоточной подачей руды и газообразного хлоринатора для достижения высокого качества получаемого продукта коэффициент избытка воздуха должен находиться в пределах 1,25-1,35. Выявленное при этом изменение содержаний никеля, кобальта и железа в исходных рудах от времени пребывания их в хлораторе с достаточной надежностью описывается
экспоненциальной зависимостью вида y = aex .
Обогащение высокоглинистых руд и рудных песков целесообразно осуществлять сухими методами на основе установленной взаимосвязи воздушной классификации и сухой магнитной сепарации; при этом в процессе обогащения ильменитовых песков с величиной относительной влажности, не превышающей 5%, зависимость между извлечением ильменита из операции при переработке продукта, полученного при воздушной классификации на первом от точки подачи отрезке горизонтального воздушного классификатора, и массовой долей ильменита в концентрате описывается полиномом второй степени вида y = ax2 + bx + с.
Научная новизна.
- разработана классификация твердых техногенных металлсодержащих минеральных образований и классификация с учетом требований технологий обогащения минерального сырья, перерабатываемого вахтовым методом на модульных обогатительных комплексах; технически и экономически обоснована концепция освоения средних и мелких месторождений, расположенных вдали от горно-металлургических центров путем строительства временных производств, работающих на вахтовом принципе;
-
установлен механизм концентрации магнитной фракции сильномагнитных руд в аэросепараторе с учетом формы отражателя и условий входа частиц в зону сепарации магнитного поля аппарата; выявлено, что величину скорости, с которой необходимо вдувать пылевоздушную смесь сильномагнитных руд в аэросепаратор для извлечения частиц руды, обладающих удельной магнитной восприимчивостью равной или более х, от данного значения остаточной индукции Br можно с достаточной степенью точности описать полиномом второй степени вида y = a + bx + cx2;
-
определена зависимость извлечения слабомагнитных частиц мар- ганецсодержащих шламов от их магнитной восприимчивости для валкового сепаратора с прямоугольными зубцами, которая выражается логарифмической функцией; на основе использования комбинированных технологий обогащения марганецсодержащего отсева, сочетающих процессы гравитационного и магнитного воздействия обоснована возможность дополнительного получения из него товарного концентрата;
-
установлена экспоненциальная зависимость изменения содержаний никеля, кобальта и железа в исходных силикатных никельсодержащих рудах при их вскрытии от времени пребывания их в хлораторе; доказана необходимость обеспечения коэффициента избытка воздуха в пределах 1,25-1,35 при вскрытии сложных никельсодержащих руд повышенной влажности методом гидрохлорирования во вращающемся реакторе с про- тивоточной подачей руды и газообразного хлоринатора;
-
с использованием комплекса современных методов исследований определена взаимосвязь воздушной классификации и сухой магнитной сепарации, установлена полиноминальная зависимость второй степени между извлечением ильменита и его массовой долей в концентрате, что позволило обосновать целесообразность сухого обогащения высокоглинистых руд и песков.
Практическое значение и реализация результатов работы. На
основе анализа состояния сырьевой базы Казахстана установлена необходимость создания вахтовых предприятий на новых бедных месторождениях с использованием специальных технологий обогащения железных, марганцевых, титан- и никельсодержащих руд, обеспечивающих производство сталей и сплавов общего и специального назначения.
Разработана технология обогащения бедного железорудного сырья, принятая в проекте обогатительной фабрики ГОКа Бапы, на которой начато производство товарного концентрата.
Разработаны технологические схемы переработки титаномагнетитовой руды Масальского месторождения, которые использованы при разработке проекта предприятия по его освоению.
Разработаны технологии обогащения двух типов марганецсодержащего отсева, проведены их опытно-промышленные испытания. Внедрена технология переработки отсева на месторождении Восточный Камыс, что позволило увеличить объемы производства марганцевого концентрата в среднем на 55,0 тыс. т в год. Дополнительное получение товарного концентрата из марганецсодержащего отсева позволяет сохранить стабильное функционирование ферросплавного производства при отработке основных балансовых запасов марганцевых
руд.
Спроектирован и построен опытно-промышленный цех по гидрохлорированию окисленных никелевых руд (п. Бадамша, Актюбинская обл., Казахстан), результаты работы которого подтвердили целесообразность реализации в промышленных масштабах разработанной технологии. В настоящее время отрабатываются технологические режимы в условиях изменчивости состава руд.
Результаты опытно-промышленных испытаний сухого обогащения высокоглинистых ильменитовых песков Сатпаевского месторождения показали целесообразность перехода к сухим методам их обогащения.
Реальный экономический эффект по переработке марганецсодержащего отсева составил 29,5 млн. долларов США.
Ожидаемый экономический эффект по освоению месторождения Бапы к 2015 году составит 48,5 млн. долларов США в год.
Достоверность научных результатов подтверждается использованием современных апробированных методов исследований физико-механических и технологических свойств различных типов железных, марганцевых, никелевых и титановых руд, достаточно высокой сходимостью теоретических и экспериментальных результатов, использованием методов математического моделирования технологических процессов, результатами опытно-промышленных исследований и реализацией технологий обогащения и переработки минерального сырья на производстве.
Апробация работы. Основные положения диссертации докладывались и были одобрены на Международных симпозиумах: Калгурли, Австралия, 2003 г.; Турин, Италия, 2006 г.; Пекин, Китай, 2008 г.; на Второй международной научно-практической конференции «Горное дело и металлургия в Казахстане. Состояние и перспективы», посвященной 15-летию Республики Казахстан (Алматы, Казахстан, 2006); на 3-ей Международной научно-практической конференции «Современные технологии в области производства и обработки цветных металлов» (Москва, Россия, 2006 г.); на международной конференции «Фундаментальные проблемы формирования техногенной геосреды» (Новосибирск, Россия, 2008); на международной научно-практической конференции «Комплексная переработка минерального сырья» (Караганда, Казахстан, 2008); на Международных научно-практических конференциях «Рециклинг, переработка отходов и чистые технологии» (Россия, Москва, 2008, 2010); на VIII Международной конференции «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр» (Москва-Таллинн, 2009 г.).
Публикации. По диссертации опубликовано 44 работы, включая 1 монографию, 11 статей в журналах, рекомендованных ВАК РФ, и 4 евразийских патента, 10 докладов на международных симпозиумах и конференциях, 14 работ являются индивидуальными.
Структура и объем и работы. Диссертация изложена на 242 страницах, включает введение, 6 разделов, заключение, список использованных источников из 105 наименований, 7 приложений.
Перспективы и тенденции развития методов обогащения сильномагнитных руд
Большинство минералов железных руд является природными магнитами, что позволяет применять магнитные методы для их обогащения. Минералы и руды по магнитным свойствам классифицируются на сильномагнитные и слабомагнитные. К сильномагнитным минералам с удельной магнитной восприимчивостью % 3,8-10" м /кг или % 0,0038 см /г ним относятся ферриты, магнетит, титаномагнетит, франклинит, иоцит, моноклинный пирротин и другие. Например, у магнетита %=0,63-И,2 см /г, титаномагнетита % = 0,3-0,4 см3/г, мартита % = 0,007-0,009 см3/г.
Железорудные месторождения, разведанные в последнее десятилетие в Казахстане, относятся к магнетитовым и титаномагнетитовым. Поэтому исследование и создание новых эффективных методов обогащения сильномагнитных руд является весьма актуальным и важным для дальнейшего развития минерально-сырьевой базы черной металлургии.
В условиях конкурентной среды производители стремятся к получению максимальной прибыли за счет снижения затрат при производстве товарной продукции. В горнодобывающем производстве при переработке сильномагнитных руд решающим фактором такого снижения является энергосбережение. Как отмечено В.В. Кармазиным [29] основные затраты на обогащение железных руд носят энергетический характер и направлены на разрушение межмолекулярных связей в рудах для механического отделения частиц полезного минерала от минералов пустой породы. Поэтому основные направления развития обогащения можно установить путем анализа энергозатрат на различных стадиях.
В дробилках при монослойном расположении кусков между дробящими элементами (щеками) вся энергия переходит в полезную работу и поэтому расход потребляемой электроэнергии минимален и составляет 100Вт-ч/т. В мельницах эффект монослойного расположения частиц между мелющими телами исчезает. Вероятность встречи каждой частицы с достаточным разрушающим воздействием уменьшается пропорционально увеличению числа частиц относительно неизменного числа дробящих элементов, несущих разрушающее воздействие. Поэтому приходится повторять попытки измельчения много раз за счет внутренней и внешней циркуляции. В результате расход энергии возрастает в десятки раз и достигает в целом на измельчение 10-20 кВт-ч/т. В подавляющем большинстве технически реализованных магнитных сепараторов расход энергии составляет- 100 Вт-ч/т.
Глубокое обезвоживание - сушка (в современном техническом исполнении) основана на эффекте испарения большого числа молекул воды. При этом достижение 100% вероятности испарения требует затрат тепловой энергии на уровне удельной теплоты испарения (для воды - 2,3-106 Дж/кг). В результате при удалении 15% влаги расход энергии в электрическом эквиваленте достигает 285 кВт-ч/т высушиваемого продукта. Вся энергия, расходуемая на нагрев пульпы и сушку концентратов составляет 400 кВт-ч/т.
Расход воды на обогатительных фабриках составляет обычно 10-20 м на 1 т перерабатываемой руды, т.е. 90% энергии по перемещению руды гидротранспортом тратится впустую на перекачку воды. Суммарные затраты энергии на большинстве горно-обогатительных предприятий составляют в электрическом эквиваленте 300-400 кВт-ч на 1 т исходной руды. При этом до 80% этой энергии обусловлено применением воды и рассеивается безвозвратно в атмосферу, предопределяя экологические и экономические проблемы.
Кроме того, при объективно возрастающей хозяйственной деятельности человечества требования к охране окружающей среды будут только ужесточаться. Выполнение этих охранных мероприятий однозначно будет приводить к увеличению расходной составляющей прибыли.
Альтернативой этому могут быть только выбор экологически чистых ресурсо- и энергосберегающих технологий. Поэтому, решая вопрос выбора технологии обогащения, необходимо учитывать и аспекты развития природоохранной политики. Прибыльное, по сегодняшним меркам, предприятие через 10-15 лет может оказаться убыточным при чрезвычайно высоких расходах на охрану природы. Именно по причине весьма больших затрат на мокрое обогащение и повышающихся требований к охране окружающей среды появилась тенденция реализации сухих методов обогащения. По данным В.В. Кармазина [29] применение в голове процесса обогащения сухой магнитной сепарации бедной руды дает возможность увеличить производительность секции на 24 т/ч по исходной рудной шихте. При этом удельный расход электроэнергии в целом по секции на 1 тонну (сухого веса) рудной шихты/концентрата составил 23,5/68,5 кВт-ч/т при применении сухой магнитной сепарации и 25,3/76,7 кВт-ч/т без нее. Как видно из приведенных данных, применение сухой магнитной сепарации в голове процесса позволяет получить снижение удельного расхода электроэнергии на 1 тонну концентрата до 10%. Опыт ОАО «Михайловский ГОК» показал эффективность использования технологии сухой магнитной сепарации для переработки рудной шихты сложного вещественного состава [30].
Технология сухого обогащения позволяет:
- существенно снизить себестоимость переработки горной массы за счет отказа от использования воды, поскольку отказ от воды - это отказ от строительства мокрого хвостохранилища, которое может стоить до 1/3 всех капитальных затрат на создание горно-обогатительного комбината; это отказ от трубопроводов и насосов, которые ржавеют, изнашиваются и фактически перемещают в 10-20 раз больше воды, чем перерабатываемой горной массы;
- получить все продукты разделения (концентраты и хвосты) сухими, имеющими более высокую коммерческую ценность, чем мокрые;
- реализовать круглогодичную добычу и извлечение полезных ископаемых, поскольку технология сухого обогащения технически может быть реализована в широком диапазоне минусовых и плюсовых температур;
- создавать мобильные модульные установки для разработки труднодоступных мелких месторождений при производительности от 10 до 300 тыс. т. в год горной массы.
Скорейшее освоение сухих методов обогащения позволит снизить затраты по элементарным операциям обогащения и в перспективе направлено на проектирование и создание обогатительных фабрик со сравнительно короткими технологическими схемами с затратами электроэнергии менее 10 кВт-ч/т исходной руды [31, 32, 33].
В настоящее время сухие магнитные сепараторы используются в горнорудной промышленности для выделения магнетита и других магнитных частиц из руды. Эти магнитные сепараторы можно разделить на две категории:
- сепараторы с низкой напряженностью для повышения качества сильномагнитных руд;
- сепараторы с высокой напряженностью для обогащения слабомагнитных руд и удаления парамагнитных загрязнений из промышленных минералов.
Барабанные магнитные сепараторы с низкой напряженностью используются в основном для повышения качества магнетитовых железных руд при влажном или сухом производственном процессе [34]. В качестве источника магнитного поля в них задействованы постоянные магниты из феррита бария, генерирующие в зоне сепарации магнитное поле не более 0,2Т.
Областью практического применения магнитных сепараторов с высокой напряженностью является переработка тонкодисперсных слабомагнитных железных руд, ильменитовых руд и береговых песков, а также удаление железных загрязнений из тонкодисперсных промышленных минералов. Они обеспечивают высокую производительность при напряженности поля в зоне сепарации не менее 1-1,5 Т.
До недавнего времени источником магнитного поля в таких сепараторах служили электромагниты, потреблявшие значительное количество электроэнергии. В то же время указанная выше напряженность поля вполне может быть достигнута при использовании высокоэнергетических магнитов Nd-Fe-B, поэтому в последние годы появились разработки, где в качестве источника магнитного поля для магнитных сепараторов с высокой напряженностью применяются особым образом сконфигурированные постоянные магниты Nd-Fe-B [35] .
Магнитные барабанные сепараторы состоят из вращающегося барабана, переносящего руду и системы постоянных магнитов, используемых в качестве источников постоянного магнитного поля. Попадая в зону действия магнитного поля, магнитные частицы «прилипают» к поверхности барабана и отрываются уже в зоне отсутствия магнитного поля.
Разделение магнитных и немагнитных материалов в барабанных магнитных сепараторах происходит при их движении по рабочей поверхности барабана, так называемой обечайке. Обечайка изготовляется из немагнитной нержавеющей стали, вращающейся вокруг неподвижной системы постоянных магнитов. Магнитная система расположена внутри барабана и занимает до половины его окружности в сечении. Магнитные частицы притягиваются к поверхности барабана и удерживаются магнитными силами. «Прилипнув» к вращающейся поверхности барабана, магнитная примесь выносится из области сильного магнитного поля неподвижной системы постоянных магнитов и собирается в сборник, тем самым осуществляя разгрузку барабана.
Теоретические аспекты извлечения никеля из окисленных никелевых руд методом гидрохлорирования
Минералогический и химический состав окисленных никелевых руд является определяющим фактором для оценки возможности выбора способа их переработки. К числу первичных минералов в окисленных никелевых рудах относятся кварц, встречается магнетит и незначительные количества полевых шпатов и карбонатов. К вторичным минералам относятся магнетит вторичного происхождения, а также пироксены, являющиеся метасиликатами железа, кальция и магния. Основной никельсодержащий минерал - гиперстен [(Mg, Ni, Fe) БіОз]. Окисленные никелевые руды содержат значительное количество глинистых минералов. Наличие глин затрудняют работу насосов в процессе перекачки пульп на гидрометаллургических операциях, и увеличивает количество отвального кека. Содержание влаги в окисленных никелевых рудах находится в пределах 30-50% [63, 64, 65]. Высокое содержание влаги в руде является причиной большого расхода энергетических ресурсов в тех процессах переработки, которые включают в себя операцию сушки руды.
Окисленные никелевые руды обогащаются путем отсортировки и удаления скальной породы и крупных кусков кремния с малым содержанием в них металла. Высокое содержание железа в руде является технологической проблемой, связанной со значительным расходом реагентов в процессе выщелачивания руды. Кобальт в никелевых рудах является попутным металлом, и его содержание в рудах учитывается при выборе способа переработки окисленных кобальтсодержащих никелевых руд.
Для окисленных никелевых руд традиционные методы обогащения неприменимы, так как никель не образует отдельных зерен никелевых минералов и находится либо в форме адсорбированных оксидов, либо входит в решетку кристаллических силикатов. Как показали наши исследования [66], комбинированная схема для высококарбонатных флюоритовых руд, сочетающая обогатительный и гидрометаллургический переделы, обеспечивает получение флюоритового концентрата с содержанием CaF2 в нем 92-95,6%. Невысокое содержание никеля в рудах также вынуждает разрабатывать комбинированные схемы обогащения. Идея этих способов обогащения заключается в предварительном переводе связанных оксидов никеля в индивидуальные образования за счет реакций восстановления, сульфидизации или хлорирования. При этом выделяющиеся частицы ферроникеля, сульфида или хлорида никеля так малы, что их невозможно отделить флотацией или другим механическим способом. Требуется их сегрегировать не менее чем до 20-30 мкм. Процесс восстановительно-хлорирующего обжига обеспечивает укрупнение частиц и позволяет получать никелевые концентраты путем флотации огарка. Однако попытки полупромышленных испытаний этой технологии не принесли успеха из-за трудности аппаратурного оформления, связанного с высокими температурными и газовыми параметрами для никелевых руд (по сравнению с процессом ТОРКО для медных руд).
Метод хлорирования газообразным хлором в промышленности имел весьма ограниченное применение - рафинирование золота и свинца, получение хлорного железа и хлористого алюминия хлорированием каолина, хлористого магния хлорированием окиси магния в смеси с углем [67].
Начиная с 60-70-х годов прошлого столетия хлорный метод переработки руд, концентратов и промежуточных продуктов цветных металлов с применением газообразного хлора оформился в самостоятельную подотрасль цветной металлургии и является промышленным в технологии титана, циркония и гафния, ниобия и тантала, редкоземельных элементов, золота и других металлов. Суть хлорного метода заключается в образовании хлоридов металлов или их испарении в газовую фазу [67, 68]. Таким образом, из руд, промпродуктов и отходов извлекаются металлы путем взаимодействия с хлорирующим агентом.
Хлорный метод позволяет достаточно полно извлекать из перерабатываемого сырья ценные составляющие в удобной для дальнейшей их переработки форме, тонкой очистки соединений и получения особо чистых металлов. Примером такого достаточно высокого извлечения ценных металлов из сырья сложного состава является переработка лопаритового концентрата, содержащего титано-тантало-ниобиевые и редкоземельные элементы (церий, лантан, неодим, самарий, европий, гадолиний, диспрозий и тербий). При этом возможен возврат хлора на начальные стадии техноло-гического цикла и создание малоотходных процессов, замкнутых по основному реагенту, и создание экологически чистых технологических процессов.
Хлорный метод переработки рудного сырья цветных металлов позволяет мобильно трансформировать технологию с учетом изменения состава сырья и целевого продукта. В этой связи наиболее перспективным комбинированным способом обогащения окисленных никелевых руд может явиться технология, основанная на гидрохлорировании руды. Теоретические предпосылки подтверждают такую возможность, так как свободные галогены реагируют с металлами при более низких температурах, чем кислород. Низшие хлориды металлов обладают более низкими температурами плавления и кипения, чем окислы [69, 70].
Процесс гидрохлорирования окисленных никелевых руд заключается в том, что при обжиге руды в технологическом газе, содержащем хлористый водород, хлорируются никель и кобальт, их хлориды возгоняются и затем перерабатываются сорбцией и экстракцией. Хлорирование никелевых составляющих руды хлористым водородом, осуществляется по следующим реакциям:
NiO(T) + 2НС1(Г) = NiCl2(r) + Н20(г); (4.1)
Ni2Si04(T) + 4НС1(Г) = 2NiCl2(r) + 2Н20(г) + Si02(T); (4.2)
NiSi03(T) + 2HCl(r) = NiCl2(r) + Н20(г) + Si02(T); (4.3)
Из термодинамического анализа следует, что хлорирование оксида никеля происходит только тогда, когда давление водяного пара будет более низким (предотвращается возможность гидролиза). Эта гетерогенная реакция без использования катализатора экспериментально изучалась в газовых средах N2-НС1 и N2-HCL-H20 при концентрации хлористого водорода в газовой среде от 2,5 до 25,0% (по объему) и в температурном интервале 900-1000С. По данным исследования [71] были сделаны следующие выводы: лимитирующей стадией хлорирования является скорость химической реакции на реакционной поверхности; на скорость хлорирования влияет физическая природа, точнее, физические свойства (пористость, объем пор и удельная поверхность).
Термодинамическим анализом реакций хлорирования и экспериментальными данными было подтверждено, что процесс идет в присутствии водяного пара и кислорода. Если водяной пар отсутствует, а в газовой фазе есть только кислород, то реакция гидролиза практически не идет, однако концентрация водяного пара должна быть более низкой, чем хлористого водорода, поскольку при высоком содержании водяного пара хлорирование никеля подавляется. При хлорировании окисленных никелевых руд в окислительной и восстановительной атмосфере образуются возгоны хлоридов никеля, кобальта и железа. Хлорирование элементов вмещающей породы -кальция, алюминия, кремния и других - невозможно при наличии в технологических газах паров воды и кислорода [72, 73].
Исследование процесса сухой магнитной сепарации
Эксперименты по магнитной сепарации ильменитсодержащих руд проведены на магнитных сепараторах различных конструкций, что позволило установить возможности различных аппаратов и схем сепарации. Поскольку ильменит относится к минералам, обладающим сравнительно небольшой магнитной проницаемостью, то для сухого магнитного разделения таких руд наиболее приемлемым является применение валковых магнитных сепараторов, которые создают наиболее сильные магнитные поля, т.е. обладают наибольшей магнитной силой. В таких устройствах магнитные поля могут создаваться либо электромагнитным катушками, либо сильными постоянными магнитами.
Каждое из этих устройств имеет свои достоинства и недостатки. К недостаткам можно отнести значительное энергопотребление первыми и использование дорогостоящих редкоземельных магнитов вторыми. Главное преимущество электромагнитного возбуждения заключается в возможности плавного изменения величины магнитной силы, что позволяет тонко подбирать условия сепарации. С другой стороны, главное достоинство магнитных сепараторов на постоянных магнитах - это низкая себестоимость обогащения за счет того, что основное потребление электроэнергии снижается во много раз, поскольку она используется только для придания вращения валику. На практике применяются две различные системы электромагнитных сепараторов: с нижней подачей руды и с верхней подачей руды.
Эксперименты по магнитной сепарации измельченной ильменитсодержащей руды Сатпаевского месторождения на электромагнитном сепараторе с нижней загрузкой проведены на лабораторной установке ДГП ГНПОПЭ «Казмеханобр» [81, 82]. В этой серии экспериментов использовалась высушенная и измельченная на дисковом истирателе руда, которая была предварительно доведена до крупности менее 2 мм на щековой дробилке. Гранулометрический состав этой руды представлен на рисунке 5.11.
Магнитную сепарацию проводили при двух значения напряженности магнитного поля: 8 кЭ и 2 кЭ. Качество проводимых операций оценивали по содержанию ильменита, установленному по концентрации титана, определенного химическим анализом. В таблице 5.1 приведены полученные результаты.
Затем были проведены исследования процесса сухой магнитной сепарации ильменитовых песков с использованием сепараторов на постоянных магнитах. Применение в технологии обогащения такого типа магнитных сепараторов представляет большой интерес. Эксперименты по магнитной сепарации ильменитовых песков проведены на валковом магнитном сепараторе сепаратора L/P 10-30 американской фирмы INPROSYS (рис. 5.12).
Руда из питателя подается на несущую ленту, на которой она обтекает магнитный валок. Магнитный валок специальной конструкции выполнен из редкоземельных магнитов, создающих сильное магнитное поле. В нижней части валка происходит разделение магнитной и немагнитной фракций. Диаметр валка - 100 мм. Кроме того, выпускают магнитные сепараторы с валками диаметром 300 мм. Максимальная ширина валка - 1500 мм. Отсекатель имеет пять положений, которые меняют режим сепарации.
В процессе магнитной сепарации на частицу действуют три силы: сила тяжести, центробежная сила и сила магнитного поля.
Так как отрыв происходит в нижней части, то можно предположить, что направление силы тяжести и центробежной силы совпадают и направлены вниз. Им противодействует магнитная сила. Условия отрыва определяются из уравнения [83]: цН (dH/dR) = рм + рм o)2R (5.2) где Н - напряженность магнитного поля, ц - магнитная восприимчивость, со -частота вращения магнитного валка, R - радиус валка, равный 50 мм.
Магнитный валок устроен таким образом, что создаваемое им сильное магнитное поле и градиент магнитного поля имеют существенное значение только вблизи тонкого слоя у поверхности валка. Толщина этого слоя 2-3 мм. В зависимости от величины магнитной восприимчивости выделяемого материала, его плотности и гранулометрического состава производят регулировку условий магнитной сепарации. При этом варьируют толщиной ленты и скоростью вращения валка, а также меняют положение отсекателя. Увеличивая толщину ленты, мы отдаляем материал от поверхности валка, т.е. уменьшаем действие магнитной силы. В соответствии с уравнением (5.2) увеличение частоты вращения приводит к возрастанию центробежной силы, которая также ослабляет действие магнитной силы. Положение отсекателя регулирует выбор траекторий частиц, которые попадают в контейнер для магнитной фракции. Учитывая это, проведены эксперименты по магнитной сепарации ильменитовых руд в зависимости от толщины ленты и скорости вращения валка магнитного сепаратора L/P 10-30.
При проведении экспериментов исходная руда сушилась в муфельном шкафу при температуре 300С в течение 1 часа до конечной влажности 1%. Предварительное измельчение проводилось в щековой дробилке до крупности менее 2 мм и далее - в дисковом истирателе, где был установлен зазор 0,8 мм. При магнитной сепарации отсекатель на L/P 10-30 был установлен в положение 5. Гранулометрический состав руды после измельчения на дисковой мельнице был аналогичным составу, приведенному на рисунке 5.2.
В таблице 5.2 представлены результаты сухой магнитной сепарации ильменитовых песков на валковом магнитном сепараторе L/P 10-30. Обогащению подвергалась как исходная руда, так и класс +0,1 мм -надрешетный продукт, полученный грохочением. Эти данные отчетливо демонстрируют зависимость извлечения и концентрации ильменита от толщины ленты и скорости вращения. С увеличением этих параметров уменьшается извлечение, но растет концентрация. Причем выход класса +0,1 мм из руды составляет 52%, а доля извлечения из него ильменита валковым магнитным сепаратором варьируется от 88 до 98% при концентрациях ильменита от 76 до 37% в зависимости от настройки аппарата. Далее магнитной сепарации подверглись все три вида продуктов, выделенных на первом (продукт I), втором (продукт П) и третьем (продукт Ш) участках при воздушной классификации. Результаты экспериментов приведены в таблицах 5.3 и 5.4.
Таким образом, при магнитной сепарации можно достичь более 90% извлечения ильменита из продукта I и получить концентрат с массовой долей ильменита 70%. Принимая во внимание тот факт, что в исходной высоко глинистой руде его содержание было около 10%, то данный результат следует признать положительным. Если уменьшить степень извлечения ильменита из операции до 76-79%, то концентрацию ильменита в магнитном продукте можно поднять свыше 90% при сквозном извлечении 65-67%.
Перечистка немагнитного продукта увеличивает степень извлечения из операции до 90-95%. При этом содержание ильменита в объединенном концентрате свыше 82-80%), а сквозное извлечение ильменита из руды составит 76-80%.
В случае, когда к концентрату из продукта I добавляется концентрат из продукта II (табл. 5.4), то степень сквозного извлечения ильменита из руды поднимается до 87%, а его концентрация несколько снизится до 70% Незначительное повышение извлечения приводит к снижению концентрации ильменита и требует вовлечения дополнительных затрат и оборудования. Поэтому можно ограничиться выделением продукта I и его последующей магнитной сепарации.
Разработка и опытно-промышленные испытания технологии обогащения магнетитовых руд сухой магнитной сепарацией
На основании полученных технологических результатов обогатимости руд Масальского месторождения разработаны две схемы сухого обогащения. На рисунке 6.2 представлена первая схема.
Эта схема включает:
- стадийное дробление и поверочное грохочение исходной руды до крупности минус 3 мм;
- сухую магнитную сепарацию руды крупностью 3-0 мм, когда полученная магнитная фракция направляется на воздушную классификацию, а немагнитная фракция - в отвал (хвосты отвальные);
- три продукта, полученные после классификации, направляются: класс крупностью минус 0,25 мм - на следующую сухую магнитную сепарацию, класс минус 1+0,25мм - на измельчение, а класс +3 мм додрабливается и затем классифицируется;
- после измельчения до крупности минус 0,25 мм руда проступает на сухую магнитную сепарацию, немагнитная фракция отправляется в отвал, а магнитная фракция направляется на аэросепарацию, под которой здесь и далее мы будем понимать сепарацию на новом сухом магнитном сепараторе;
- магнитный продукт аэросепарации является конечным концентратом, а немагнитная фракция возвращается на сухую сепарацию.
В таблице 6.4 приведены технологические показатели двух вариантов реализации схемы №1 сухого обогащения руд Масальского месторождения. При этом вариант 2 отличается тем, что на последней стадии обогащения аэросепарация была заменена на сухую сепарацию, примененную на ранней стадии, но при больших оборотах барабана сепаратора. Как видно из представленных результатов, применение аэросепарации в качестве перечистной операции позволяет существенно повысить качество конечного концентрата.
Как уже было отмечено выше, самой энергоемкой операцией при обогащении является измельчение. Для снижения затрат и оптимизации обогащения необходимо снизить долю руды, идущей на измельчение. Это сделано в предлагаемой ниже схеме №2 сухого обогащения, представленной на рисунке 6.3.
Здесь введена дополнительная сухая сепарация продукта крупностью минус 1+0,25 мм после классификации. Это позволило более чем в два раза уменьшить нагрузку на измельчаемое оборудование.
Технологические показатели данной схемы представлены в таблице 6.5.
Анализ представленных данных показывает, что по схеме №2 несколько снизилась степень извлечения железа. Сравнение методов комбинированного обогащения и чисто сухого обогащения показывает, что в обоих случаях достигается примерно одинаковое извлечение железа и качество концентрата.
