Флотационные методы обогащения ртути

Флотационные методы обогащения ртути

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

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

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

Таблица 2.3 - Результаты расчёта водно-шламовой схемы

Продолжение таблицы 2.3

Таблица 2.4 - Баланс воды поступающей на обогащение

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

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

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.