Флотационные методы обогащения ртути
![Курсовая: Флотационные методы обогащения ртути](https://gugn.ru/work/1321277/cover.png)
Данный минерал обладает: твёрдостью 4, плотностью 4,58 — 4,65, бронзо-коричневого цвета с металлическим блеском, магнитен с различной интенсивностью — чем больше количество железа, тем менее магнитен, непрозрачен. Структура пирротина является сложной производной от структуры типа NiAs. Узнаётся по массивному сложению, бронзоватому цвету и магнитности. При нагревании на угле даёт запах двуокиси… Читать ещё >
Флотационные методы обогащения ртути (реферат, курсовая, диплом, контрольная)
Введение
Проектом представляется технология переработки ртутно-молибденовой руды. Так как в природе данного типа руды не существует то для обогащения таких компонентов как ртуть, которая представлена киноварью и молибденом, который представлен повеллитом, а также для получения концентратов необходимого качества возможно применение только флотационный метод обогащения. Преимуществами флотационных методов обогащения являются: возможность комплексного использования сырья, создание малоотходных технологий, возможность обогащения труднообогатимых и забалансовых руд, а также техногенных образований с низким содержанием полезного ископаемого, возможность обогащения тонких и сверхтонких частиц (шламов крупностью до 5 мКм) и многое другое.
Универсальность флотации объясняется невозможностью существования в природе двух одинаковых минералов с одинаковыми физическими и химическими свойствами и в соответствии с этим, применяются флотационные методы обогащения, которые главным образом зависят от разности в свойствах разделяемых минералов.
Флотационные методы обогащения очень широко применяются не только в рудной промышленности. Известно применение флотации: при разделении хлористого аммония и бикарбоната натрия в производстве соды; отделение криолита от частиц угля и алюминия; очистке воды и воздуха от бактерий и твёрдых частиц; выделении каучука из растительных продуктов; разделение различных видов бактерий друг от друга (например, желудочных бактерий и палочек Коха); очистке виноградного сока и растворов свекловичного и тростникового сахара от твёрдых примесей; разделение друг от друга проросших и непроросших семян и т. д.
Получаемыми концентратами являются повеллитовый (CaMoO4) и киноварный (HgS). Установленные в России кондиции на молибденовые концентраты флотации предусматривают содержание в них молибдена не ниже 45%. Промродукты обогатительных фабрик и некондиционные по содержанию вредных примесей, молибденовые концентраты подвергаются гидрометаллургической обработке. Молибденовые концентраты полученные гидрометаллургическим способом в виде трисульфида молибдена, должны содержать после их обжига при температуре 450 ч 500 0С не менее 53% молибдена. При данной обработке также может получиться молибдат кальция, в котором содержание молибдена должно быть не менее 40%. Молибдат кальция используют в производстве легированных сталей.
В ртутных рудах ведущим минералом является киноварь (86,2% Hg). При содержании в руде 0,25% ртути и более руда может быть направлена в металлургический передел без обогащения. Область применения ртути очень широкая: научные цели, металлургия, медицина и другие напрвления.
1. Обоснование схемы флотации
Руда ртутно-молибденовая представлена такими минералами как: киноварь, повелит, пирит, пирротин, гипс. Далее приводятся физические и химические свойства минералов, а также область их залегания и характер вкрапленности.
1.1 Пирротин (магнитный пирит) Fe1-xS
Данный минерал обладает: твёрдостью 4, плотностью 4,58 — 4,65, бронзо-коричневого цвета с металлическим блеском, магнитен с различной интенсивностью — чем больше количество железа, тем менее магнитен, непрозрачен. Структура пирротина является сложной производной от структуры типа NiAs. Узнаётся по массивному сложению, бронзоватому цвету и магнитности. При нагревании на угле даёт запах двуокиси серы и становится сильно магнитным. Пирротин обычно связан с основными извержёнными породами, особенно с норитами. Он встречается в них в виде вкрапленности или в виде крупных масс в ассоциации с пентлантидом, халькопиритом, и другими сульфидами. Пирротин также находят в контактово-метаморфических жильных месторождениях и в пегматитах. Добывается в основном ради связанных с ним Ni, Cu и Pt, кроме того является источником S и Fe.
1.2 Пирит FeS2
Минерал обладает: твёрдостью 6 — 6,5, плотностью 5,02, бледного латунно-жёлтого цвета с очень ярким металлическим блеском, непрозрачен, парамагнитен. Состоит из 46,6% Fe и 53,4% S. Может содержать небольшие количества Ni и Co. Некоторые анализы показывают значительные количества Ni. Пирит легко превращается в окислы железа, обычно в лимонит. Очень распространены псевдоморфозы лимонита по пириту. Пирит самый обычный и распространённый из сульфидных минералов. Он образуется как при высоких так и при низких температурах, но самые крупные его скопления образуются при высоких температурах. Встречается, как продукт магматической сегрегации, как акцессорный минерал в извержённых породах в контактово-метаморфических образованиях и гидротермальных жилах. Пирит ассоциирует со многими минералами, но чаще всего с халькопиритом CuFeS2, сфалеритом ZnS, и галенитом PbS. Часто разрабатывается ради золота и меди, ассоциирующих с ним. Главным образом используется как источник серы для получения серной кислоты и железного купороса. Железный купорос применяют в красильном деле, для приготовления чернил, как пищевой консервант и дезинфицирующее средство.
1.3 Киноварь HgS
Этот минерал обладает: твёрдостью 2,5, плотностью 8,10, от карминово-красного до коричнево-красного цвета с алмазным блеском, прозрачен до просвечивающего. Существует две основные разновидности киновари, это метациннабарит и печёночная киноварь. Метациннабарит имеет металлический блеск и серовато-чёрный цвет. Печёночная киноварь — горючая коричневая разновидность киновари, содержащая битумозные примеси, обычно зернистая или компактная. Состоит из 86,2% Hg и 13,8% S с небольшими вариациями в содержании Hg. Часто загрязнена примесями глины, окислов железа, битумов. Обладает природной гидрофобностью и высокой летучестью. Встречается как вкрапленность в жильный минерал вблизи молодых вулканических пород и горячих источников. Образует ассоциации с пиритом, марказитом, антимонитом, сульфидами меди. Применяется в электроприборах, приборах промышленного контроля, при электролитическом получении хлора и каустической соды и для защиты красок от плесени, а также зубоврачебные препараты, научные приборы, лекарственные препараты и т. д.
1.4 Гипс CaSO4 * 2H2O
Минерал обладает: твёрдостью 2, плотностью 2,32, белым, серым, жёлтым, красным и коричневым цветами со стеклянным, жемчужным или шелковистым блеском, прозрачен до просвечивающего. Различают три основных разновидности гипса: атласный шпат, алебастр и селенит. Атласный шпат — волокнистый гипс с шелковистым блеском. Алебастр — тонкозернистая массивная разновидность. Селенит — разновидность, которая даёт крупные бесцветные прозрачные пластины спайности. Состоит из CaO — 32,6%; SO3 — 46,5%; H2O — 20,9%. Чаще всего встречается в осадочных породах, где может слагать мощные пласты.
Часто переслаивается с известняками и сланцами, является подстилающим слоем для соляных слоёв. Образует также чечевицеобразные тела или рассеянные кристаллы в глинах и сланцах. Образует ассоциации с различными минерами чаще всего с галитом NaCl, ангидритом CaSO4, доломитом CaMg (CO3)2, кальцитом CaCO3, серой S, пиритом FeS2 и кварцем SiO2. Применяется главным образом для изготовления штукатурки. Неотожженный гипс применяется как затвердитель для портланд-цемента. Атласный шпат и алебастр полируются для различных декоративных целей.
1.5 Повеллит CaMoO4
Минерал обладает: твёрдостью 4,5 -5, плотностью 5,9 — 6,1, белым, жёлтым, зелёным и коричневым цветом со стеклянным или алмазным блеском, просвечивает, некоторые образцы прозрачны. Состоит из CaO — 19,4% и Mo — 80,6%, молибден может замещать вольфрам, так что существует частичное изменение состава в сторону шеелита CaWO4. Встречается в гранитных пегматитах, контактово-метаморфических месторождениях и высокотемператур-ных гидротермальных жилах.
Повеллит присутствует в зоне окисления большинства молибденовых месторождений, который представляет собой продукт изменения молибдена. Образует ассоциации с касситеритом SnO2, топазом Al2SiO4 (F, OH)2, флюоритом CaF2, апатитом Ca5(PO4)3(F, Cl, OH), молибденитом MoS2 и вольфрамитом (Fe, Mn) WO4. Применяется главным образом для извлечения молибденита.
Далее приводится таблица флотируемости основных минералов, входящих в состав полезного ископаемого, где указываются основные реагенты применяемые для флотации данных минералов, а также вспомогательные реагенты применяемые для доводки черновых концентратов или очистки их от различных природных примесей.
Таблица 1.1 — Флотируемость основных минералов, входящих в состав п/и
Минералы | Собиратели | Вспениватели | Регуляторы среды | Активаторы | Подавители | Вспом. реагенты | |
Повеллит | Олеиновая кислота 1,5 кг/т | Сосновое масло; ксиленол; Т-66 (40г/т); | рН = 7 ч 9 | ——; | ——; | Доводка жидким стеклом при вы; соких темпера; турах | |
Пирротин | Ксантогенаты; аэрофлоты | ОПБС | H2SO4; Na2S; pH = 4 ч 9 | CuSO4 | CaO; окислители; NaCN | ——; | |
Пирит | Ксантогенаты | ОПСБ; ОПСМ; сосновое масло | Na2CO3; H2SO4; CaO; pH = 4 ч 10 | Na2S; Na2CO3; H2SO4 | NaCN; CaO | ——; | |
Гипс | Амины; высшие алкилульфаты; OlNa | ——; | H2SO4; NaOH; pH = 7; > 12 | ——; | H2SO4; таннин; желатин; жидкое стекло | Соли алюминия | |
Киноварь | Ксантогенаты; аэрофлоты | Сосновое масло; аэрофлоты; ОПСБ; аэрофросы | CaO; Na2CO3 pH = 8 | CuSO4; PbCO3 | Na2S; жидкое стекло | Оттирка; Обесшламливание | |
2. Расчёт качественно-количественной схемы
2.1 Расчёт теоретического баланса
Расчёт теоретического баланса, а также все дальнейшие расчёты ведутся по основным минералам: повеллит и киноварь. Для расчёта теоретического баланса необходимо задаться содержанием ртути в молибдене и молибдена в ртути. В соответствии с заданием принимается содержание ртути в молибдене 1,0%, а молибдена в ртути 2,0%. Опираясь на принятые данные производится дальнейший расчёт теоретического баланса.
По заданию содержание молибдена в молибдене или качество молибденового концентрата 45,50%, а ртути в ртути или качество ртутного концентрата 76,80%, содержание ртути в исходной руде 1,30%, содержание молибдена в исходной руде составляет 0,10%, извлечение ртути в ртутный концентрат составляет 92,00%, а молибдена в молибденовый концентрат 76,00%, в соответствии с этим производятся расчёты выходов молибдена, ртути и отвальных хвостов.
Выход ртутного концентрата находится по формуле:
гHg = еHg/Hg * бHg / вHg/Hg, (1)
где еHg/Hg — извлечение ртути в ртутный концентрат, %; бHg — содержание ртути в исходной руде, %; вHg/Hg — содержание ртути в ртутном концентрате, %.
Выход молибденового концентрата находится по формуле:
гMo = еMo/Mo * бMo / вMo/Mo, (2)
где еMo/Mo — извлечение молибдена в молибденовый концентрат, %; бMo — содержание молибдена в исходной руде, %; вMo/Mo — содержание молибдена в молибденовом концентрате, %.
Выход отвальных хвостов находится по формуле:
гОТВ.ХВ. = гИСХ — гHg — гMo, (3)
где гИСХ — выход исходной руды, %. Далее находятся содержание молибдена и ртути в отвальных хвостах. Содержание ртути в отвальных хвостах находится по формуле:
вHg/ОТВ.ХВ. = (гИСХ * бHg/ИСХ — (гHg * вHg/Hg + гMo * вHg/Mo)) / гОТВ.ХВ., (4)
где вHg/Mo — содержание ртути в молибдене, %.
Содержание молибдена в отвальных хвостах находится по формуле:
вMo/ОТВ.ХВ. = (гИСХ * бMo/ИСХ — (гMo * вMo/Mo + гHg * вMo/Hg)) / гОТВ.ХВ., (5)
где вMo/Hg — содержание молибдена в ртути, %.
Далее находятся извлечение ртути в молибденовый концентрат и молибдена в ртутный. Извлечение ртути в молибденовый концентрат находится по формуле:
еHg/Mo = (гMo * вHg/Mo) / бHg. (6)
Извлечение молибдена в ртутный концентрат находится по формуле:
еMo/Hg = (гHg * вMo/Hg) / бMo. (7)
Далее находятся извлечения молибдена и ртути в отвальные хвосты. Извлечение ртути в отвальные хвосты составит:
еHg/ОТВ.ХВ. = (гОТВ.ХВ. * вHg/ОТВ.ХВ.) / бHg. (8)
Извлечение молибдена в отвальные хвосты находится следующим образом:
еMo/ОТВ.ХВ. = (гОТВ.ХВ. * вMo/ОТВ.ХВ.) / бMo. (9)
Далее все расчётные данные заносятся в сводную таблицу 2.1.
Таблица 2.1 — Результаты расчёта теоретического баланса
Наименование продуктов | Выход, % | Содержание, % | Извлечение, % | |||
Mo | Hg | Mo | Hg | |||
Молибденовый концентрат | 0,167 | 45,500 | 2,000 | 76,000 | 0,257 | |
Ртутный концентрат | 1,557 | 1,000 | 76,800 | 15,570 | 92,000 | |
Отвальные хвосты | 98,276 | 0,0085 | 0,103 | 8,353 | 7,786 | |
Исходная руда | 100,000 | 0,100 | 1,300 | 99,993 | 100,003 | |
Невязки расчётов | ——; | ——; | ——; | 0,007 | 0,003 | |
2.2 Расчёт узлового продукта
Узловой продукт это промежуточный продукт между ртутным и молибденовым циклами. Расчёт узлового продукта начинается с расчёта его выхода:
гУЗЛ.ПР. = гИСХ — гHg. (10)
Далее производится расчёт содержания ртути в узловом продукте:
вHg/УЗЛ.ПР. = (гИСХ * бHg — гHg * вHg/Hg) / гУЗЛ.ПР. (11)
Содержание молибдена в узловом продукте составит:
вMo/УЗЛ.ПР. = (гИСХ * бMo — гHg * вMo/Hg) / гУЗЛ.ПР. (12)
На рисунке 2.2 приведена принципиальная схема с учётом узлового продукта, а также со всеми расчётными данными. Для расчёта качественно-количественной схемы производятся расчёты выходов отдельно по каждому циклу снизу вверх, а содержания в исходной руде, в продуктах и в хвостах задаются из практических данных. Операции рассчитываются поэлементно для каждой операции. Содержание ценного компонента в продуктах флотации определяется по степени концентрации его в операциях.
Слив классификатора Ртутная флотация Узловой продукт
Молибденовая флотация Отвальные хвосты
2.3 Расчёт водно-шламовой схемы
Расчёт вводно-шламовой схемы начинается с расчёта суточной производительности по твёрдому. Суточная производительность находится исходя из годовой производительности (по заданию 1,0 млн. т/год). Расчёт производится по формуле:
QСУТ = QГОД / 343, т/сут. (13)
Далее производится расчёт вводно-шламовой схемы, а результаты расчёта заносятся в сводную таблицу 2.3. Для расчёта схемы задаются соотношения жидкого к твёрдому в каждой операции. Производительность по твёрдому для каждого продукта находится исходя из суточной производительности. Расчёт производится следующим образом:
QТВ.ПРОД. = гПРОД. * QСУТ / 100, т/сут, (14)
где гПРОД. — выход продукта по результатам расчёта качественно-количественной схемы, %;
Производительность по жидкому находится по формуле:
QЖИД.ПРОД. = QТВ.ПРОД. * R, т/сут, (15)
где R — соотношение жидкого к твёрдому Ж: Т.
Смывная вода добавляется в основную флотацию, а также во все перечистки для отмывки концентратов от флотационных реагентов. Расход воды на смыв колеблется от 0,5 до 1,5 м3/т. Вводно-шламовая схема, как и качественно-количественная рассчитывается снизу вверх. После расчёта вводно-шламовой схемы необходимо составить баланс по воде поступающей на обогащение. Результаты баланса по воде представлены в таблице 2.4.
Таблица 2.2 — Режимная карта отделения флотации ртутно-молибденовой руды
Операция | Содержание класса — 0,071 мм,% | Плотность пульпы, % | Показатель pH среды, CaO, г/м3 | Расход реагентов, г/т | ||||
Амиловый ксантогенат | Олеат натрия | Сосновое масло | Серная кислота | |||||
Основная ртутная флотация | 60 -70 | pH = 10 | ; | ; | ||||
Контрольн. ртутная флотация | 60 -70 | ; | ; | ; | ; | |||
Основная молибден. флотация | 60 — 70 | ; | ; | |||||
Контрольн. молибден. флотация | 60 — 70 | ; | ; | ; | ; | |||
Таблица 2.3 — Результаты расчёта водно-шламовой схемы
Поступает | Выходит | |||||||||||
Продукт | Твёрдое | Жидкое | Всего | Продукт | Твёрдое | Жидкое | Всего | |||||
% | т/сут | % | т/сут | т/сут | % | т/сут | % | т/сут | т/сут | |||
III Перечистная флотация Hg | ||||||||||||
К — т II Переч | 138,2 | 207,3 | 345,5 | К — т | 45,4 | 55,5 | 100,9 | |||||
Смывная вода | ; | ; | 282,6 | 282,6 | Хвосты | 92,8 | 434,4 | 527,3 | ||||
Всего: | 138,2 | 489,9 | 628,1 | Всего: | 138,2 | 489,9 | 628,1 | |||||
II Перечистная флотация Hg | ||||||||||||
Хвосты III Переч | 92,8 | 434,4 | 527,3 | К — т | 138,2 | 207,3 | 345,5 | |||||
К — т I Переч | 430,1 | 798,7 | 1228,8 | Хвосты | 22,1 | 384,7 | 77,9 | 1361,4 | 1746,2 | |||
Смывная вода | ; | ; | 335,6 | 335,6 | ||||||||
Всего: | 522,9 | 1568,7 | 2091,7 | Всего: | 522,9 | 1568,7 | 2091,7 | |||||
I Перечистная флотация Hg | ||||||||||||
К-т Осн. флотации | 625,2 | 1458,8 | К — т | 430,1 | 798,7 | 1228,8 | ||||||
Хвосты II Переч | 22,1 | 384,7 | 77,9 | 1361,4 | 1746,2 | Хвосты | 19,4 | 579,8 | 80,6 | 2406,6 | 2986,5 | |
Смывная вода | ; | ; | 385,1 | 385,1 | ||||||||
Всего: | 1009,9 | 3205,3 | 4215,3 | Всего: | 1009,9 | 3205,3 | 4215,3 | |||||
Продолжение таблицы 2.3
Поступает | Выходит | |||||||||||
Продукт | Твёрдое | Жидкое | Всего | Продукт | Твёрдое | Жидкое | Всего | |||||
% | т/сут | % | т/сут | т/сут | % | т/сут | % | т/сут | т/сут | |||
Основная флотация Hg | ||||||||||||
Хвосты I Переч | 19,4 | 579,8 | 80,6 | 2406,6 | 2986,5 | К — т | 625,2 | 1458,8 | ||||
К-т Конт. флотации | 284,3 | 731,3 | 1015,6 | |||||||||
Слив классиф. | 43,9 | 56,1 | 3732,5 | 6648,5 | Хвосты | 36,2 | 63,8 | 5561,6 | 8716,6 | |||
Смывная вода | ; | ; | ||||||||||
Всего: | 3780,2 | 7020,4 | 10 800,6 | Всего: | 3780,2 | 7020,4 | 10 800,6 | |||||
Контрольная флотация Hg | ||||||||||||
Хвосты Основной флотации | 36,2 | 63,8 | 5561,6 | 8716,6 | К — т | 284,3 | 731,3 | 1015,6 | ||||
Хвосты | 37,3 | 2870,7 | 62,7 | 4830,3 | ||||||||
Всего: | 36,2 | 63,8 | 5561,6 | 8716,6 | Всего: | 36,2 | 63,8 | 5561,6 | 8716,6 | |||
VII Перечистная флотация Mo | ||||||||||||
К — т VI Переч | 7,29 | 10,11 | 17,4 | К — т | 4,87 | 5,95 | 10,8 | |||||
Смывная вода | ; | ; | 25,5 | 25,5 | Хвосты | 7,6 | 2,42 | 92,4 | 29,65 | 32,1 | ||
Всего: | 7,29 | 35,6 | 42,9 | Всего: | 7,29 | 35,6 | 42,9 | |||||
Таблица 2.4 — Баланс воды поступающей на обогащение
Наименование продуктов и операций | Жидкое, т/сут | Наименование продуктов и операций | Жидкое, т/сут | |
Слив классификатора | 3732,5 | Молибденовый к — т | 5,95 | |
Смывная вода в осн. флотацию Hg | Ртутный к — т | 55,5 | ||
Смывная вода в I перечистку Hg | 385,1 | Отвальные хвосты | 5645,9 | |
Смывная вода в II перечистку Hg | 335,6 | |||
Смывная вода в III перечистку Hg | 282,6 | |||
Смывная вода в I перечистку Mo | ||||
Смывная вода в II перечистку Mo | 148,4 | |||
Смывная вода в III перечистку Mo | 46,11 | |||
Смывная вода в IV перечистку Mo | 143,33 | |||
Смывная вода в V перечистку Mo | 182,12 | |||
Смывная вода в VI перечистку Mo | 41,91 | |||
Смывная вода в VII перечистку Mo | 25,5 | |||
Смывная вода в осн. флотацию Mo | 179,2 | |||
Всего: | 5707,37 | Всего: | 5707,35 | |
3. Обоснование, выбор и расчёт флотационных машин и реагентного оборудования
Конструкции флотационных машин различаются способами перемешивания и аэрации пульпы. По этим признакам большинство применяемых в настоящее время машин можно классифицировать на механические, пневмомеханические и пневматические.
К преимуществам машин механического типа относятся: возможность работы на грубоизмельчённых рудах, содержащих до 40% и выше класса -0,071 мм; отсутствие воздуходувного хозяйства и насосов для возвращения промпродуктов, установка машин на одном уровне; лёгкий запуск после остановки. Однако сравнительно быстрый износ аэратора в этих машинах и снижение по этой причине количества засасываемого воздуха, а также относительно высокая энергоёмкость привели к тому, что для руд, содержащих 50 — 60% и выше класса -0,071 мм, стали применяться пневмомеханические машины. В этих машинах по сравнению с механическими, существенно возрастает скорость флотации и на 20 — 40% снижается расход электроэнергии. Во многих случаях повышаются технологические показатели. Поэтому в настоящее время в проектах расширяемых и новых обогатительных фабрик, устанавливают пневмомеханические машины. Недостатками этих машин является их забиваемость крупнозернистыми песками, что не позволяет применять пневмомеханические машины при грубом помоле; наличие аппаратов воздухоснабжения; необходимость использования насосов или всасывающих камер механических машин для лучшего прохождения песков по машине; трудность запуска машины после остановки.
Несмотря на указанные преимущества тех или иных конструкций машин, в некоторых случаях целесообразно применять один тип машин во всех операциях.
Большинство новых обогатительных фабрик оснащаются флотационными машинами с камерами большого объёма, так как в этом случае сокращаются капитальные вложения в эксплуатационные расходы.
3.1 Расчёт технологических показателей
Первоначально рассчитывается содержание киновари и повеллита в исходной руде. Расчёт для киновари производится следующим образом:
бHgS = бHg * 100 / вHg, % (16)
Расчёт для повеллита производится аналогично:
бCaMoO4 = бMo * 100 / вMo, % (17)
Далее производится расчёт плотности руды. Плотность руды рассчитывают по данным вещественного состава полезного ископаемого. Для расчёта необходимо задаться содержанием других составляющих руду минералов, в исходной руде. Принимается содержание пирита 10%, пирротина 5%, гипса 20% и породы 63,09%. В соответствии с этими и полученными при анализе минералов, данными, производится расчёт плотности руды:
сРуды = 100 / (бCaMoO4 * сCaMoO4 + бHgS * сHgS + бFeS2 * сFeS2 + бFe1-xS * * сFe1-xS + бCaSO4 * 2H2O * сCaSO4 * 2H2O + бПОРОДЫ * сПОРОДЫ), г/см3 (18)
После расчёта плотности руды определяется объём пульпы, поступающей в акждую операцию флотации, м3/мин:
WП = (G * (R + 1/сРуды)) / 1440, (19)
где G — масса твёрдого, поступающая в операцию флотации, т/сут; R — массовое отношение жидкого к твёрдому в пульпе.
Значения G и R находятся по результатам расчёта водно-шламовой схемы (таблица 2.3).
Число параллельно работающих секций флотационного отделения определяется соотношением объёма пульпы, поступающей в операцию флотации и максимальной производительностью выбранного типоразмера флотокамеры по потоку пульпы:
N = WП / VФМ, шт, (20)
где VФМ — максимальная производительность выбранного типоразмера флотокамеры по потоку пульпы, м3/мин.
Число параллельно работающих секций фабрик средней и большой производительности должно быть не менее двух, так как при одной секции трудно производить ремонт машин и механизмов, не останавливая всю фабрику.
Основная и контрольная флотации обычно осуществляются в однотипных камерах, а пересистные операции в камерах меньшего объёма. Желательно устанавливать во флотационных отделениях не более двух типоразмеров камер.
Далее определяется необходимое количество камер:
n = (WП * t) / (VК * з), шт, (21)
где t — продолжительность флотации, мин; VК — геометрический объём камеры флотомашины, м3; з — коэффициент заполнения камеры, равный отношению полезного объёма камеры к геометрическому (з = 0,65 — 0,8). Продолжительность флотации обычно определяется на основании данных или опытно-промышленных испытаний. При решении вопроса о числе параллельно работающих машин и продолжительности флотации ориентируются на время пребывания пульпы в акмере, которое рекомендуется принимать в пределах 0,5 — 0,8 мин. (для механических и пневмомеханических машин).
Из формулы расчёта необходимого числа камер флотационных машин следует, что чем больше геометрический объём камер, тем меньше их потребуется в операции. В связи с этим сокращается потребная площадь пола, облегчается обслуживание машин, упрощается энергоснабжение и транспорт продуктов обогащения. Однако, максимальный объём камер ограничивается следующими условиями: для получения бедных хвостов суммарное число камер для основной и контрольной флотации должно быть не менее 10 и не более 40 — 50, а в перечистных операциях не менее 1 — 2.
При необходимости длительного перемешивания пульпы с реагентами, её аэрации или кондиционирования перед флотацией устанавливают контактные чаны. Вместимость чана рассчитывается по формуле:
VЧ = (G * (R + 1/R) * t) / 1440, м3 (22)
Продолжительность контакта определяется необходимой длительностью процесса взаимодействия флотационных реагентов с поверхностью минералов. Для угольных пульп она составляет 1 — 4 мин. Для рудных пульп она может изменяться от 1 до 60 мин., но преимущественно находится в пределах 1 — 6 минут.
Иногда на обогатительных фабриках вместо контактных чанов используют первые камеры флотационной машины. В этом случае на этих камерах убираются пеногоны и перекрывается подача воздуха. Расчёт нобходимого количества камер производится аналогично выбору контактного чана.
Результаты расчётов флотомашин приводятся в сводной таблице 3.1.
Таблица 3.1 — Сводные данные расчёта флотомашин
Операции флотации | Объём пульпы, WП, м3/мин | Число секций флото; отделения | Продол; житель; ность ф-ии, мин | Типоразмер флото-машины | Число камер | Время пребывания пульпы в камере, мин | ||
На секцию | Общее | |||||||
Основная ртутная флотация | 5,80 | ФПМ-6,3 | 0,70 | |||||
Контрол. флотация ртути | 4,62 | ФПМ-6,3 | 0,87 | |||||
I Переч. флотация ртути | 2,14 | ФМ-1,2 | 1,00 | |||||
II Переч. флотация ртути | 1,22 | ФМ-1,2 | 1,00 | |||||
III Переч. флотация ртути | 0,37 | 2,5 | ФМ-1,2 | 1,00 | ||||
Основная молибден. флотация | 6,09 | ФПМ-6,3 | 0,80 | |||||
Операции флотации | Объём пульпы, WП, м3/мин | Число секций флото; отделе-ния | Продол; житель; ность ф-ии, мин | Типоразмер флото-машины | Число камер | Время пребы; вания пульпы в камере, мин | ||
На секцию | Общее | |||||||
Контрол. флотация молибден. | 5,31 | 22,5 | ФПМ-6,3 | 0,92 | ||||
I Переч. флотация молибден. | 1,92 | 13,5 | ФМ-3,2 | 0,67 | ||||
II Переч. флотация молибден. | 1,49 | 5,4 | ФМ-3,2 | 1,00 | ||||
III Переч. флотация молибден. | 0,92 | 1,35 | ФМ-3,2 | 1,00 | ||||
IV Переч. флотация молибден. | 0,62 | 1,35 | ФМ-3,2 | 1,00 | ||||
V Переч. флотация молибден. | 0,33 | 1,35 | ФМ-0,4 | 1,00 | ||||
VI Переч. флотация молибден. | 0,08 | 1,35 | ФМ-0,4 | 0,98 | ||||
VII Переч. флотация молибден. | 0,03 | 1,35 | ФМ-0,4 | 0,90 | ||||
3.2 Расчёт вспомогательного оборудования
Для точной и равномерной подачи реагентов в процесс флотации, используют питатели реагентов. Конструкция питателей зависит от физических свойств применяемых реагентов, которые чаще подаются в пульпу в жидком виде и редко в твёрдом. Зная расход того или иного реагента в граммах на тонну руды и производительность отделения флотации, определяется объём раствора или эмульсии реагента, подаваемый в каждую операцию схемы в единицу времени. Сводные данные выбора и расчёта питателей флотационных реагентов помещены в таблицу 3.2.
Таблица 3.2 — Данные выбора и расчёта питателей флотационных реагентов
Реагент | Точка подачи | Концентрация раствора или эмульсии, % | Расход | Тип питателя | Количество питателей | ||
г/т | см3/мин | ||||||
КАХ | Основная флотация ртути | 5,0 | ПРИУ-4 | ||||
КАХ | Контрол. флотация ртути | 5,0 | ПРИУ-4 | ||||
OlNa | Основная флотация молибден. | 5,0 | ПРИУ-4 | ||||
OlNa | Контрол. флотация молибден. | 5,0 | ПРИУ-4 | ||||
Сосновое масло | Основная флотация ртути | Подача осуществляется капельным путем, с помощью капельницы в чистом виде | ; | ; | ; | ||
Сосновое масло | Основная флотация молибден. | ; | ; | ; | |||
Серная кислота | Основная флотация молибден. | 95,0 | ПРИУ-4 | ||||
CaO | Основная флотация ртути | 25,0 | ПРИУ-4 | ||||
Литература
1. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики / Под ред. О. С. Богданова — 2-е изд. перераб. и доп.- М.: Недра, 1984. — 381 с.
2. Полькин С. И., Адамов Э. В. Обогащение руд цветных металлов.- М.: Недра, 1983. — 647 с.
3. Митрофанов С. И., Барский Л. А., Самыгин В. Д. Исследование полезных ископаемых на обогатимость.- М.: Недра, 1974. — 352 с.
4. Барский Л. А., Данильченко Л. М. Обогатимость минеральных комплексов. — М.: Недра, 1977. — 49 — 94 с.
5. Теория и технология флотации руд / Под ред. О. С. Богданова — 2-е изд. перераб. и доп.- М.: Недра, 1990. — 362 с.
6. Абрамов А. А. Флотационные методы обогащения.- М.: Недра, 1984.-383 с.
7. Разумов К. А., Перов В. А. Проектирование обогатительных фабрик. — М.: Недра, 1982. — 517 с.
8. Справочник по обащению руд. Специальные и вспомогательные процессы. / Под ред. О. С. Богданова — 2-е изд. перераб. и доп.- М.: Недра, 1983. — 266 — 275 с.
9. Справочник по обогащению руд. Основные процессы. / Под ред. О. С. Богданова — 2-е изд. перераб. и доп.- М.: Недра, 1983. — 381 с.
10. Клебанов О. Б. Реагентное хозяйство обогатительных фабрик. — 2-е изд. перераб. и доп. — М.: Недра, 1989. — 222 с.
11. Митрофанов С. И. Селективная флотация.- М.: Недра, 1967, — 406 с.
12. Эйгелес М. А. Основы флотации несульфидных минералов.- М.: Недра, 1964. — 406 с.
13. Хёрлбат К., Клейн К. Минералогия по системе Дэна. Пер. с англ.- М.: Недра, 1982. — 728 с.
14. Глембоцкий В. А., Классен В. И. Флотационные методы обогащения. Учебник для вузов 2-е изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1981. — 304 с.