Обогащение железных руд

1 Обогащение железных руд

Обогащением руды называется операция, увеличивающая содержание железа или  снижающая содержание вредных примесей в руде. Обогащение позволяет существенно  повысить содержание железа в шихте  доменных печей, улучшить условия восстановления железа, уменьшить выход шлака, улучшая, тем самым ход печи и снижая расход кокса при возрастающей производительности. Установлено, что в средних условиях плавки повышение содержания железа в шихте на 1% позволяет увеличить производительность печи на 2–2,5% при снижении удельного расхода кокса на 2–2,5%.

Получаемые на обогатительных фабриках концентраты содержат до 65–68% Fe и более.

Для разделения используют различия свойств рудного минерала и пустой породы: цвет, блеск, твердость, плотность, смачиваемость, оптические, электрические, магнитные и другие характеристики.

Существуют следующие методы обогащения: рудоотборка, промывка, гравитационное, флотационное, магнитная сепарация.

Продуктами обогащения являются: концентрат – материал, содержащий полезного  минерала больше, чем его было в  исходной руде; хвосты – материал, состоящий  в основном из пустой породы и содержащий небольшое количество полезного  минерала. В сложных схемах обогащения получают продукт, занимающий по содержанию полезного элемента промежуточное  положение между концентратом и  хвостами – промпродукт, который  подвергают дополнительному обогащению.

Эффективность процесса обогащения характеризуется  комплексом показателей.

1. Содержание полезного элемента в руде (α), концентрате (β) и хвостах (υ). Чем выше содержание элемента в концентрате и ниже в хвостах, тем лучше качественные показатели обогащения.

2. Выход концентрата γ (%, доли), или соотношение масс концентрата (М_К) и руды, пошедшей на его получение (М_р). Выход концентрата показывает, какое его количество получается из 1 т руды.

Выход концентрата можно также  выразить через содержание полезного  элемента в руде и продуктах обогащения. Для этого используют баланс металла

Ме_рα = Ме_кβ + (Ме_р – Ме_к)∙υ.

После преобразований получаем

3. Степень сокращения показывает, во сколько раз уменьшается количество концентрата по сравнению с количеством пошедшей на его получение руды, т.е. сколько требуется переработать тонн руды для получения 1 т концентрата

4. Степень обогащения, или соотношение содержаний элемента в концентрате и исходной руде

5. Степень извлечения полезного элемента в концентрат (ε) показывает, какая его часть, содержащаяся в руде, перешла в концентрат

Степень извлечения железа при обогащении железных руд в зависимости от метода обогащения и конструкции  аппарата может изменяться от 60 до 95%.

Обогащение железных руд с каждым годом получает все большее развитие. Это объясняется неуклонным снижением  содержания железа в добываемой руде и неоспоримой экономической  целесообразностью переработки  в доменных печах и в печах  для металлизации руд с высоким  содержанием железа.

 Методы обогащения.

1 Рудоотборка. Основана на различной плотности и цветах минерала и пустой породы. Выполняется вручную.

2 Обогащение промывкой основано на том, что глинистая и песчаная пустая порода размывается водой и уносится ею, в то время как на рудный минерал вода не действует. Поэтому такому обогащению подвергаются бурые железняки, сидериты, марганцевые руды, известняки. Промывка является наиболее простым и дешевым, но и малоэффективным методом обогащения – содержание металла в концентрате по сравнению с исходной рудой повышается всего на 2–6%.

Корытная мойка (рисунок 1.1) представляет собой желоб длиной 8 м, диаметром 2,5 м. Внутри помещены вращающиеся валы-шнеки. Желоб имеет наклон 5-10°. В нижнюю часть желоба непрерывно подается вода. За счет вращения лопастей более легкие глинистые и песчаные составляющие уходят в слив, а более тяжелые частички концентрата выносятся на выдачу с противоположного конца. Производительность 50-100 т/ч концентрата. Расход воды 2-6 м³/т исходной руды.

1 – загрузка материала; 2 – подача  воды; 3 – выдача рудного концентрата;    4 – слив; 5 – вращающиеся валы-шнеки

Рисунок 1.1 – Способ корытной мойки

1 – опорные ролики; 2 – загрузочный желоб; 3 – перебрасывающие лопатки; 4 – привод (зубчатое колесо и приводная шестерня); 5 – выдача концентрата; 6 – подача воды.

Рисунок 1.2 – Промывочный барабан скруббер

Наиболее простым агрегатом  для промывки являются бутара и скруббер, представляющие собой вращающийся барабан из перфорированного (бутара) или сплошного (скруббер) листового железа, через который пропускается смесь воды с рудой. При пересыпании руды глинистая порода растворяется в воде и уносится. Возможно сочетание сплошного и сетчатого барабанов, дающее бутару-скруббер. Диаметр таких устройств достигает 1300, длина – 5000 мм, а производительность – 500 т/ч. Основной недостаток скрубберов и особенно бутар – высокий расход воды, достигающий 2–10 м³/т материала.

3 Гравитационные методы обогащения являются более эффективными. Они основаны на том, что рудный минерал железных и марганцевых руд имеет большую плотность, чем порода. При обогащении руд черных металлов из гравитационных методов наиболее широко применяются отсадка и разделение в тяжелых суспензиях и на винтовых сепараторах.

Широкое распространение получил  метод гравитационного обогащения называемый отсадкой. При отсадке  осуществляется разделение зерен материалов разной плотности в восходящем или  пульсирующем потоке воды, который  создается различными способами. Расслоение происходит из-за различной скорости оседания в воде частиц рудного минерала и пустой породы – богатые железом и более тяжелы частицы скапливаются внизу, пустая порода - сверху.

Пульсирующие поток воды создается  двумя способами: возвратно-поступательным движением сита с материалом в жидкости (рисунок 1.3, а) и поперечным перемещением жидкости через неподвижное сито с материалом (рисунок 1.3, б).

  а     б

1 – ёмкость с водой; 2 – решето; 3 – обогащаемая руда; 4 – эксцентриковый  вал

Рисунок 1.3 – Промывка в отсадочных машинах с неподвижным

 и подвижным решетом

Камера такой отсадочной машины с подвижным решетом (рисунок 1.3, а) представляет собой ящик с жидкостью, в котором подвешен короб с решетом, соединенный с эксцентриковым валом. При возвратно-поступательном движении короба уровень воды в нем поднимается и опускается. Вместе с водой движутся зерна руды и происходит разделение на концентрат и хвосты. Машина может состоять из 3–4 камер, через которые руда проходит последовательно. Размер решета составляет 1250х1250 мм, скорость движения 100–250 ходов решета в минуту Производительность наиболее крупных машин может достигать 30 т/ч, но обычно гораздо меньше.

Наиболее распространенным типом  отсадочных машин для обогащения железных руд является диафрагмовая машина с неподвижным решетом. Удаление с сита верхнего слоя хвостов происходит через сливной порог аппарата потоком воды. Удаление концентрата  происходит частично через отверстия  сита вниз, частично через специальное  отверстие в боковой стенке камеры. Обогащению подвергаются руды крупностью 3-35 мм.

Серьезными недостатками отсадки  являются невозможность переработки  мелких материалов (тонковкрапленных руд), что не позволяет получать концентраты  с высоким содержание железа, а  также недостаточная производительность машин, сложность их эксплуатации. Кроме  того, отсадка требует одинакового по крупности, материала, поскольку скорость осаждения зерна в жидкости увеличивается с ростом его размера.

Гораздо большее значение имеет  способ разделения в тяжелых суспензиях. Принцип этого способа заключается в том, что раздробленная до необходимой крупности руда помещается в суспензию – жидкость, плотность которой имеет промежуточное значение между плотность рудного минерала и пустой породы. В такой жидкости более легкая пустая порода всплывает, а рудный минерал тонет. Сепарация в этом случае не зависит от крупности кусочков руды. Суспензия представляет собой взвесь тонкоизмельченного материала (ферросилиций или магнетит) в воде.

1 – место подачи тяжелой суспензии; 2 – спирали; 3 – барабан; 4 – желоб  для подачи руды; 5 – место разгрузки  легкой фракции; 6 – разгрузка  концентрата (черпаковый элеватор)

Рисунок 1.4 – Барабанный сепаратор для гравитационного обогащения руд

Основными агрегатами для такого обогащения являются барабанный и конусный сепараторы. Барабанный сепаратор (рисунок 1.4) представляет собой цилиндрический вращающийся барабан 3, внутри которого наварены спирали 2.

В барабан через желоб 4 подается обогащаемая руда, а по желобу 1 –  суспензия. В суспензии руда разделяется  – отходы сливаются через порог 5, а концентрат с помощью спиралей и черпакового элеватора 6 удаляется  из барабана. Максимальная длина таких  барабанов достигает 6 м, а диаметр – 3 м, скорость вращения составляет 3–6 об/мин, производительность – 250 т/ч.

Обогащение в тяжелых суспензиях обладает рядом недостатков:

– большие потери утяжелителя (FeSi), составляющие 0,4-0,5 кг/т руды;

– нестабильность суспензии, из-за чего приходится принимать меры для ее перемешивания;

– практическая невозможность обогащения руды крупностью менее 3 мм.

4 Обогащение методом флотации основано на различии в поверхностных свойствах, в частности способности смачиваться жидкостью зерен рудных минералов и частиц пустой породы.

Минералы, хорошо смачивающиеся водой, называются гидрофильными, плохо смачивающиеся  – гидрофобными. Если небольшое  количество жидкости (воды) поместить  на поверхность твердой фазы, то на гидрофильной поверхности жидкость растекается, а на гидрофобной собирается в виде капли сферической формы (рисунок 1.5, а). Характер взаимодействия гидрофильных и гидрофобных тел с водой и газом внешне выглядит по-иному, если твердое тело и небольшой объем газа поместить в жидкость (рисунок 1.5, б).

Рисунок 1.5 – Схема взаимодействия гидрофильных (1) и гидрофобных (2) материалов с водой (3) и воздухом (4)

Вода легко замещает на твердой  гидрофильной поверхности газовый  пузырек; на гидрофобной поверхности, наоборот, газовый пузырек закреплен  значительно прочнее. Количественно  мера смачиваемости может характеризоваться  величиной краевого угла θ – угла, образованного плоской поверхностью твердой фазы и плоскостью, касательной  к поверхности жидкости на границе  существования всех трех фаз. К гидрофильным принято относить такие материалы, для которых θ <90°; для гидрофобных  материалов θ > 90°. Способность тел  смачиваться водой определяется в первую очередь природой материала  или точнее – типом кристаллической  решетки минерала. Принципиально  процесс флотации разделение хорошо и плохо смачиваемых жидкостью  частиц – осуществляется следующим  образом. В емкость с водой, через  которую непрерывно пропускают мелкие пузырьки воздуха, загружают дробленую  руду. Во время осаждения частички руды сталкиваются с поднимающимися пузырьками воздуха. В соответствии с характером взаимодействия фаз  воздушные пузырьки «прилипают»  к гидрофобным частичкам и  поднимают их на поверхность жидкости. Частички же, хорошо смачиваемые водой, не взаимодействуют с пузырьками воздуха и осаждаются на дно бака-сепаратора.

С целью усиления различия смачиваемости  отдельных минера лов и для  улучшения других условий процесса обогащение флотацией производят не в чистой воде, а в воде со специальными веществами-реагентами

Флотационная механическая машина (рисунок 1.6) представляет собой камеру 1 объемом 2 м³. При вращении импеллера 2 происходит интенсивное перемешивание в жидкости минеральных частичек и пузырьков воздуха; кроме того, в зоне вращения мешалки создается разрежение, под действием которого в машину засасываются воздух З и пульпа 4. Разделение минералов руды происходит в средней части камеры, где гидрофобные частички соединяются с пузырьками воздуха и поднимаются вверх. Минерализованная пена вращающимися лопастями 5 перебрасывается через сливную перегородку в желоб. Осевшие частички удаляются из машины через отверстие в стенке камеры 6.

Рисунок 1.6 – Схема флотационной машины с механическим перемешиванием пульпы

5 Для обогащения железных руд, главным образом, применяется магнитное обогащение (магнитная сепарация), которое позволяет получить наиболее высокие технико-экономические показатели.

Магнитное обогащение состоит в  разделении минеральных зерен руды по их магнитной восприимчивости. Раздробленая руда вводится в магнитное поле, в котором зерна магнитного минерала притягиваются к полюсам магнита  и, преодолевая постоянно действующие  силы (силы гравитации, центробежные, сопротивление  водной среды и др.), перемещаются в одном направлении, в то время  как немагнитные зерна под  действием этих сил движутся в  другом направлении. На зерно минерала, помещенное в магнитном поле, действует  магнитная сила

где F_мar – сила магнитного притяжения, кгс/кг; μ₀ – магнитная постоянная, 1,26·10^–6 Гн/м; χ – удельная магнитная восприимчивость, м³/кг; Н – напряженность магнитного поля, А/м.

Следовательно, эта сила определяется магнитной восприимчивостью минерала и напряженностью магнитного поля.

Магнитной сепарацией в основном обогащают  руды с сильномагнитными свойствами, в состав которых входят минералы магнетит и маггемит.

Для других минералов необходимо создавать  магнитное поле с высокой напряженностью, что технически трудно достигается. Поэтому в зависимости от минералогического  состава обогащаемой руды применяют  сепараторы с разной напряженностью магнитного поля. Сильномагнитные руды обогащают на сепараторах со слабым магнитным полем напряженностью (32–95)∙10³ А/м, слабомагнитные – с магнитным полем напряженностью (143–1270)∙10³ А/м. Магнитное поле создается электромагнитами, напряженность его регулируется силой тока. В сепараторах со слабым магнитным полем могут применяться и постоянные магниты.

Совершенствование магнитного обогащения идет по двум направлениям:

– более тонкое измельчением исходного  материала, что повышает степень  раскрытия зёрен рудного минерала и содержание железа в концентрате;

– повышение напряженности магнитного поля в рабочем пространстве сепараторов (полиградиентные сепараторы – с изменяющимся в пространстве магнитным полем). Последние возможно применять для обогащения окисленных кварцитов и бедных гематито-мартитовых руд, которые, несмотря на огромные запасы, практически не используются.

Доля магнитного обогащения железных руд среди других способов составляет более 80%, на промывку и отсадку приходится около 15%, остальное – на другие методы. Магнитной сепарацией практически  невозможно обогащать маломагнитные  и окисленные руды из-за больших  потерь железа с немагнитными оксидами железных руд. В связи с этим магнитная  сепарация применяется не только как самостоятельный метод обогащения, а входит в состав комбинированных  схем: магнитно-гравитационные, магнитно-флотационные и др.

Магнитные сепараторы разделяются  на ленточные, барабанные, шкивные, кольцевые.

Материал в сепаратор можно  подавать в сухом или в мокром виде (в виде пульпы). Т.к. во втором случае устраняется пылеобразование, то он имеет гораздо большее распространение.

Для обогащения руд крупностью более  6 мм применяется сухая магнитная сепарация. Руды крупностью менее 0,1 мм обогащаются только мокрым способом. Кроме подавления пылеобразования это позволяет повысить эффективность обогащения, т.к. в водной среде разделение мелких частиц более полное.

Для сухого обогащения крупнокусковых магнетитовых руд применяют трехбарабанные сепараторы с верхней загрузкой руды (рисунок 1.7). Выделение промежуточного продукта происходит на нижнем барабане с более высокой напряженностью магнитного поля.

Рисунок 1.7 – Схема трехбарабанного сепаратора с верхней загрузкой руды

При мокром обогащение процесс проходит в 2– 4 стадии, на каждой из которых руда дробится и подвергается магнитной  сепарации. Это позволяет избежать больших расходов на измельчение  пустой породы. На первых стадиях для  руды крупностью 5-50 мм применяется сухая сепарация, при этом удается значительная часть немагнитных компонентов. Промпродукт сухой сепарации для более полного раскрытия зерен руды направляют на мокрое измельчение и магнитную сепарацию в водной среде.

Принципиальные схемы устройства магнитных сепараторов для мокрого обогащения руд с нижней подачей материала показаны на рисунке 1.8. В прямоточных сепараторах (а) направления движения барабана и потока пульпы совпадают, в противоточных (б) – направлены навстречу друг другу, а в полупротивоточных (в) – пульпа подается снизу и разделяется на два потока: по направлению движения барабана (магнитная часть) и против него (немагнитная часть).

1 – зернистый немагнитный продукт; 2 – магнитный продукт; 3 – тонкозернистый  немагнитный продукт; 4 – зернистый  и тонкозернистый немагнитные  продукты.

Рисунок 1.8 – Схемы магнитных сепараторов для мокрого обогащения руд с нижней подачей материала

Наибольшее распространение имеют  прямоточные сепараторы, более подробно представленные на рисунке 1.9. Основным узлом прямоточного сепаратора является барабан 2, изготовленный из немагнитного материала с резиновой обклейкой 5, в котором расположена неподвижная магнитная система 3. Исходный материал в виде пульпы через загрузочную коробку 1 подается на загрузочный лоток 7 и направляется в магнитное поле.

Рисунок 1.9 – Устройство барабанного магнитного сепаратора с прямоточной ванной

Немагнитные частицы (отходы) под действием  силы гравитации попадают вниз, а магнитные (концентрат) – притягиваются к  барабану и увлекаются им до разгрузочного  лотка 4. По выходу из зоны действия магнитного поля концентрат отстает от барабана и попадает на лоток 4. Кроме того, сюда подается струя воды для смыва  оставшегося на барабане концентрата. Производительность сепаратора с барабаном  диаметром 600 и длиной 1500 мм, вращающегося со скоростью 40 об/мин, составляет 12–45 т/ч в зависимости от крупности частиц обогащаемой руды (степень извлечения железа до 82%).

При обогащении тонкоизмельченного материала  в прямоточных сепараторах не все частицы рудного минерала успевают притянуться к барабану и попадают в отходы. Применение противотока устраняет этот недостаток – поток исходного материала  движется навстречу вращающемуся барабану. Он увлекает наверх концентрат, который  сливается через специальный  порог, а немагнитные частицы  проходят под барабаном через  ванну 6 и сливаются вниз. Такие сепараторы позволяют повысить степень извлечения железа до 90%.

При наличии в пульпе крупных  зерен они осаждаются на дне подающего  лотка и нарушают нормальную работу сепаратора. Применение полупротивоточных  сепараторов устраняет этот недостаток. В нем частицы «набрасываются»  на барабан снизу и концентрат движется по ходу его вращения, а  отходы – против вращения.

Каждый из этих типов сепараторов  имеет свои области применения, где они наиболее эффективны. Прямоточные сепараторы применяют при обогащении крупнозернистых руд и на первых стадиях обогащения, противоточные – при обогащении руд с крупностью частиц менее 2–3 мм, полупротивоточные – с крупностью частиц менее 0,3 мм.

2 Смешивание и окомкование шихт

В основе процессов смешивания и  окомкования лежит взаимное перемещение  частичек в объеме шихты, поэтому  результы обоих процессов, кроме  свойств сыпучего материала, будут  определяться режимами работы аппаратов-смесителей и окомкователей. Повсеместно на агломерационных фабриках операции смешивания и окомкования шихты  выполняют с помощью вращающихся  барабанов, простых по устройству и  в эксплуатации, обладающих статочно высокой производительностью.

Закономерности движения материала  во вращающемся барабане. Общая схема  движения сыпучего материала во вращающихся  барабане работающих в непрерывном  режиме, может быть представлена следующим  разом. Сыпучий материал поднимается  на некоторую высоту и затем под  действием веса падает (скатывается) вниз. Благодаря наличию разности уровней материала на концах барабана, падающая шихта одновременно перемещается на некоторое расстояние вдоль его  оси – к разгрузочному концу. Каждый объем шихты совершает  множество подобных циклов и по истечении  определенного времени (нескольких минут) от момента загрузки выходит  из барабана, пройдя в нем операцию смешивания или окомкования.

Движение в поперечном сечении  барабана влияет на режим обработки  шихты, а движение вдоль оси вращения определяет производительность барабана.

Из различных типов движения сыпучего материала в поперечном сечении вращающихся барабанов (рисунок 2.1) наибольший интерес для технологов фабрик окускования представляет движение материала в режиме переката (б) и водопадном (в).

а – челночный; б – переката; в – водопадный; г – циклический

Рисунок 2.1 – Режимы движения сыпучего материала в поперечном

сечении барабана

Режим переката возникает в барабанах  с шероховатой внутренней поверхностью, вращающихся с относительно невысокой  скоростью. Как только наклон поверхности  загрузки превысит угол естественного  откоса, избыток материала начнет ссыпаться вниз, стремясь восстановить первоначальный угол естественного откоса. Но на место ссыпавшейся поднимается новая порция материала и цикл повторяется. При этом центр тяжести загрузки остается на одном месте, а вокруг него вращается загруженный материал - у стенки барабана он поднимается вверх, а по свободной поверхности, расположенной ближе к оси вращения, ссыпается вниз. В таком режиме материал как бы перекатывается по внутренней поверхности барабана, одновременно «вращаясь» вокруг своеобразного центра.

Водопадный режим, возникает при  более высоких скоростях вращения. Кроме скорости вращения барабана, оказывающей решающее влияние, значение имеет также степень его заполнения. При малой степени заполнения (около 5%) водопадный режим, как правило, не возникает.

Точка отрыва тела от поверхности  барабана определяется только скоростью  вращения барабана и его радиусом и не зависит от массы движущихся тел, т.е. траектории движения частичек, разнородных по размерам и плотности.

При сопоставлении работы барабанов  различных диаметров в качестве определяющего параметра иногда используют либо окружную, либо угловую (об/мин) скорость вращения барабана. И  то, и другое неверно, так как на режим движения материала в барабане влияют и угловая скорость вращения, и абсолютные размеры барабана. Более  правильно режим движения материала  характеризовать безразмерным критерием  кинематического подобия:

учитывающий комплекс воздействие  всех сил на тело во вращающемся  барабане.

Окомкование шихт

Задачей окомкования является создание гранул (комков) шихты достаточно большого диаметра в узком интервале крупности. Верхний предел размеров гранул определяется процессами горения: оно сильно замедляется, если частица топлива находится  в крупной грануле. Уменьшение размеров гранул снижает газопроницаемость  шихты, т.е. также замедляет процессы горения.

Сущность процесса окомкования  состоит в физико-химическом взаимодействии твердых частиц шихты и жидкости, вводимой в шихту. Причиной окомкования  являются молекулярные силы, возникающие  при введении жидкости или коллоидных веществ. Различают следующие механизмы  окомкования: капиллярный, объясняемый  действием поверхностного натяжения  увлажняющей жидкости, и клеевой, или цементационный, объясняемый  действием молекулярных сил при  введении коллоидных веществ, клеев.

Согласно капиллярной теории окомкования, при взаимодействии твердых частиц шихты и увлажняющей жидкости возникают капиллярные силы, стягивающие  частицы. Схематически этот процесс  представлен на рисунок 2.2, а.

Рисунок 2.2 – Схемы окомкования частиц агломерационной шихты за счет капиллярных сил (а) и при добавлении клеящих веществ (б)

По этой схеме можно также  количественно определить действие капиллярных сил. В щель между  двумя частицами шихты, которые  смачиваются водой, за счет капиллярного давления втягивается жидкость, вследствие чего и возникают силы, стягивающие  эти частицы. Чем больше капиллярное  давление, тем больше сила F, удерживающая частицы. Сила Р, поднимающая жидкость в капилляре, приложена по его окружности и равна поверхностному натяжению жидкости о, удерживающему ее мениск на определенной высоте:

Р = 2πσr_к cosφ,

где r_к – радиус капилляра; σ – поверхностное натяжение жидкости; φ – угол смачивания жидкостью данного материала.

Если отнести силу Р к площади  капилляра  , то капиллярное давление будет равняться

Р = 2σcosφ/r_к .

Отсюда следует, что основными  факторами, определяющими процесс  окомкования шихты, являются поверхностное  натяжение увлажняющей жидкости, угол смачивания ею материала и размеры  капилляра. Технологически использовать влияние поверхностного натяжения  нельзя, так как в качестве увлажняющей  жидкости в настоящее время применяется  только техническая вода с примерно одинаковой величиной σ. Шихтовые материалы  смачиваются водой по-разному. Так, известняк и бурые железняки  смачиваются лучше, чем красные  железняки, магнетиты и их концентраты, а кокс практически не смачивается. Рисунок 2.3 иллюстрирует капиллярное всасывание воды различными материалами, характеризующимися постоянной крупностью частиц.

1 – бурый железняк; 2 – магнитный  железняк; 3 – кварц; 4 – красный  железняк; 5 – качканарский концентрат.

Рисунок 2.3 – Кинетика капиллярного всасывания воды в слое тонкоизмельченных руд железных руд и концентратов крупностью 0,05 мм

1 – известняк; 2 – железная руда; 3 – магнетитовый концентрат

Рисунок 2.4 – Газопроницаемость окомкованных шихтовых материалов

при смачивании их водой

Размер капилляра определяется крупностью частиц шихтовых материалов: мелкие материалы комкуются лучше, чем крупные.

Для окомкования агломерационной  шихты в основном используются окомковательные  барабаны. Наиболее целесообразным режимом  работы барабана является режим переката. Такой режим достигается при  окружной скорости барабана 0,7–0,8 м/с. В режиме переката обеспечивается скатывание легких влажных гранул по наклонной  поверхности сухого материала. Степень  заполнения барабана не должна превышать 5–10%.

Большое влияние на процесс окомкования  оказывает количество воды, т.е. влажность  шихты. Существует оптимальная влажность, при которой окомкование протекает  наиболее интенсивно. Она соответствует  так называемой максимальной капиллярной  влагоемкости, при которой все  капилляры заполнены водой. При  меньшей влажности действие капиллярных  сил уменьшается, а при большей – пленка воды раздвигает частицы материала, превращая его в грязь. Оптимальная влагоемкость позволяет добиться максимальной газопроницаемости шихты. Для красных железняков и магнетитов она составляет 6–8, для бурых железняков – 14–16%. Естественная влажность шихтовых материалов гораздо меньше, поэтому в смесительных и окомковательных барабанах на пересыпающуюся шихту подается необходимое количество воды.

Коллоидные вещества, вводимые в  шихту или содержащиеся в ней, заполняют поры между твердыми частицами  комкуемой шихты, что приводит к  увеличению молекулярных сил сцепления. Добавка коллоидных веществ особенно сильно увеличивает прочность комков после испарения воды. Шихты, содержащие коллоидные вещества или клеи, комкуются  лучше. Например, при наличии в  шихте руд с глинистой пустой породой, бурых железняков, аморфных руд окомкование улучшается.

Кристаллические чистые руды – магнетиты, магнетитовые концентраты – комкуются  плохо, образуют непрочные гранулы. В некоторых случаях в шихту  специально вводят коллоидные вещества. При производстве окатышей почти  обязательной является добавка в  шихту 0,5–1,5% тонкодисперсной глины  – бентонита. На процесс окомкования  оказывает влияние продолжительность  пребывания материалов в барабане. Она определяется длиной барабана и  степенью его заполнения материалом.