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) Fe_1-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:

г_Hg = е_Hg/Hg * б_Hg / в_Hg/Hg, (1)

где е_Hg/Hg - извлечение ртути в ртутный концентрат, %; б_Hg - содержание ртути в исходной руде, %; в_Hg/Hg - содержание ртути в ртутном концентрате, %.

Выход молибденового концентрата находится по формуле:

г_Mo = е_Mo/Mo * б_Mo / в_Mo/Mo, (2)

где е_Mo/Mo - извлечение молибдена в молибденовый концентрат, %; б_Mo - содержание молибдена в исходной руде, %; в_Mo/Mo - содержание молибдена в молибденовом концентрате, %.

Выход отвальных хвостов находится по формуле:

г_ОТВ.ХВ. = г_ИСХ - г_Hg - г_Mo, (3)

где г_ИСХ - выход исходной руды, %. Далее находятся содержание молибдена и ртути в отвальных хвостах. Содержание ртути в отвальных хвостах находится по формуле:

в_{Hg/ОТВ.ХВ.} = (г_ИСХ * б_Hg/ИСХ - (г_Hg * в_Hg/Hg + г_Mo * в_Hg/Mo)) / г_ОТВ.ХВ., (4)

где в_Hg/Mo - содержание ртути в молибдене, %.

Содержание молибдена в отвальных хвостах находится по формуле:

в_{Mo/ОТВ.ХВ.} = (г_ИСХ * б_Mo/ИСХ - (г_Mo * в_Mo/Mo + г_Hg * в_Mo/Hg)) / г_ОТВ.ХВ., (5)

где в_Mo/Hg - содержание молибдена в ртути, %.

Далее находятся извлечение ртути в молибденовый концентрат и молибдена в ртутный. Извлечение ртути в молибденовый концентрат находится по формуле:

е_Hg/Mo = (г_Mo * в_Hg/Mo) / б_Hg. (6)

Извлечение молибдена в ртутный концентрат находится по формуле:

е_Mo/Hg = (г_Hg * в_Mo/Hg) / б_Mo. (7)

Далее находятся извлечения молибдена и ртути в отвальные хвосты. Извлечение ртути в отвальные хвосты составит:

е_{Hg/ОТВ.ХВ.} = (г_ОТВ.ХВ. * в_{Hg/ОТВ.ХВ.}) / б_Hg. (8)

Извлечение молибдена в отвальные хвосты находится следующим образом:

е_{Mo/ОТВ.ХВ.} = (г_ОТВ.ХВ. * в_{Mo/ОТВ.ХВ.}) / б_Mo. (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:

г_УЗЛ.ПР. = г_ИСХ - г_Hg. (10)

Далее производится расчёт содержания ртути в узловом продукте:

в_{Hg/УЗЛ.ПР.} = (г_ИСХ * б_Hg - г_Hg * в_Hg/Hg ) / г_УЗЛ.ПР. (11)

Содержание молибдена в узловом продукте составит:

в_{Mo/УЗЛ.ПР.} = (г_ИСХ * б_Mo - г_Hg * в_Mo/Hg) / г_УЗЛ.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:

Q_СУТ = Q_ГОД / 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:

Q_{ТВ.ПРОД.} = г_ПРОД. * Q_СУТ / 100, т/сут, (14)

где г_ПРОД. - выход продукта по результатам расчёта качественно-количественной схемы, %;

Производительность по жидкому находится по формуле:

Q_{ЖИД.ПРОД.} = Q_{ТВ.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	35	30 pH = 10	70	-	10	-
Контрольн. ртутная флотация	60 -70	36	-	35	-	-	-
Основная молибден. флотация	60 - 70	33	-	-	120	25	300
Контрольн. молибден. флотация	60 - 70	33	-	-	50	-	-

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	40	138,2	60	207,3	345,5	К - т	45	45,4	55	55,5	100,9
Смывная вода	-	-	100	282,6	282,6	Хвосты	18	92,8	82	434,4	527,3
Всего:	22	138,2	78	489,9	628,1	Всего:	22	138,2	78	489,9	628,1
II Перечистная флотация Hg
Хвосты III Переч	18	92,8	82	434,4	527,3	К - т	40	138,2	60	207,3	345,5
К - т I Переч	35	430,1	65	798,7	1228,8	Хвосты	22,1	384,7	77,9	1361,4	1746,2
Смывная вода	-	-	100	335,6	335,6
Всего:	25	522,9	75	1568,7	2091,7	Всего:	25	522,9	75	1568,7	2091,7
I Перечистная флотация Hg
К-т Осн. флотации	30	625,2	70	1458,8	2084	К - т	35	430,1	65	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	-	-	100	385,1	385,1
Всего:	27	1009,9	73	3205,3	4215,3	Всего:	27	1009,9	73	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	30	625,2	70	1458,8	2084
К-т Конт. флотации	28	284,3	72	731,3	1015,6
Слив классиф.	43,9	2916	56,1	3732,5	6648,5	Хвосты	36,2	3155	63,8	5561,6	8716,6
Смывная вода	-	-	100	150	150
Всего:	35	3780,2	65	7020,4	10800,6	Всего:	35	3780,2	65	7020,4	10800,6
Контрольная флотация Hg
Хвосты Основной флотации	36,2	3155	63,8	5561,6	8716,6	К - т	28	284,3	72	731,3	1015,6
						Хвосты	37,3	2870,7	62,7	4830,3	7701
Всего:	36,2	3155	63,8	5561,6	8716,6	Всего:	36,2	3155	63,8	5561,6	8716,6
VII Перечистная флотация Mo
К - т VI Переч	42	7,29	58	10,11	17,4	К - т	45	4,87	55	5,95	10,8
Смывная вода	-	-	100	25,5	25,5	Хвосты	7,6	2,42	92,4	29,65	32,1
Всего:	17	7,29	83	35,6	42,9	Всего:	17	7,29	83	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	150	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	50
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:

б_HgS = б_Hg * 100 / в_Hg, % (16)

Расчёт для повеллита производится аналогично:

б_CaMoO4 = б_Mo * 100 / в_Mo, % (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:

с_Руды = 100 / (б_CaMoO4 * с_CaMoO4 + б_HgS * с_HgS + б_FeS2 * с_FeS2 + б_Fe1-xS * * с_Fe1-xS + б_{CaSO4 * 2H2O} * с_{CaSO4 * 2H2O} + б_ПОРОДЫ * с_ПОРОДЫ), г/см³ (18)

После расчёта плотности руды определяется объём пульпы, поступающей в акждую операцию флотации, м³/мин:

W_П = (G * (R + 1/с_Руды)) / 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 = W_П / V_ФМ, шт, (20)

где V_ФМ - 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 = (W_П * t) / (V_К * з), шт, (21)

где t - продолжительность флотации, мин; V_К - 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:

V_Ч = (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	1	10	ФПМ-6,3	12	12	0,70
Контрол. флотация ртути	4,62	1	8	ФПМ-6,3	8	8	0,87
I Переч. флотация ртути	2,14	1	6	ФМ-1,2	12	12	1,00
II Переч. флотация ртути	1,22	1	4	ФМ-1,2	6	6	1,00
III Переч. флотация ртути	0,37	1	2,5	ФМ-1,2	2	2	1,00
Основная молибден. флотация	6,09	1	25	ФПМ-6,3	32	32	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	1	22,5	ФПМ-6,3	24	24	0,92
I Переч. флотация молибден.	1,92	1	13,5	ФМ-3,2	12	12	0,67
II Переч. флотация молибден.	1,49	1	5,4	ФМ-3,2	4	4	1,00
III Переч. флотация молибден.	0,92	1	1,35	ФМ-3,2	2	2	1,00
IV Переч. флотация молибден.	0,62	1	1,35	ФМ-3,2	2	2	1,00
V Переч. флотация молибден.	0,33	1	1,35	ФМ-0,4	2	2	1,00
VI Переч. флотация молибден.	0,08	1	1,35	ФМ-0,4	2	2	0,98
VII Переч. флотация молибден.	0,03	1	1,35	ФМ-0,4	2	2	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	70	3676	ПРИУ-4	1
КАХ	Контрол. флотация ртути	5,0	35	1534	ПРИУ-4	1
OlNa	Основная флотация молибден.	5,0	120	6149	ПРИУ-4	1
OlNa	Контрол. флотация молибден.	5,0	50	2223	ПРИУ-4	1
Сосновое масло	Основная флотация ртути	Подача осуществляется капельным путем, с помощью капельницы в чистом виде	10	-	-	-
Сосновое масло	Основная флотация молибден.		25	-	-	-
Серная кислота	Основная флотация молибден.	95,0	300	809	ПРИУ-4	1
CaO	Основная флотация ртути	25,0	30	315	ПРИУ-4	1

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.