|
Дипломный проект флотация. ДП. Дипломный проект 126 с., 5 рис., 28 табл.,17 источников
1. ВВЕДЕНИЕ
Обогащения полезных ископаемых имеет важное народнохозяйственное значение, так как позволяет по мере развития техники вовлекать в эксплуатацию месторождения все с более низким содержанием полезных ископаемых.
Технология обогащения полезных ископаемых основана на использовании различий в присущих минералам физических и физико-химических свойствах. Использование указанных различий осуществляется на основе современных достижений науки и техники, за счет чего непрерывно расширяются области применения, улучшается эффективность и селективность обогатительных процессов.
Основным сырьем для получения калийных удобрений является сильвинит, представляющий собой породу состава mKCL+nNaCL, которая содержит 17% . В качестве примесей сильвиниту сопутствуют в небольших количествах соединения магния, кальция, и др. Из сильвинита получают основное калийное удобрение – хлорид калия. Получение хлорида калия и сильвинита осуществляется галургическим или флотационным методами.
Постоянное совершенствование разнообразных технологических процессов – является важнейшей задачей для любого производства. Внедрение связанных с этим новшеств позволяет развиваться предприятию, идти в ногу с развитием научно-технического прогресса и оставаться на лидирующих позициях, за счет постоянного улучшения технико-экономических показателей. Это достигается, в первую очередь, за счет изменения технологий, использования современного оборудования, новейших разработок в области влияния различных химических веществ на протекание технологических процессов и улучшения их качественно-количественных показателей.
Для эффективной работы фабрики необходимо соблюдение различных технологических параметров, основными из которых являются реагентный режим процесса флотации, потери KCL с глинистыми шламами, с отвальными галитовыми отходами, качество готового концентрата, извлечение КСL в продукт. Величина этих показателей определяет экономику предприятия, то есть себестоимость, прибыль, рентабельность и т.д.
Флотационный процесс разделения полезных ископаемых основан на физических, физико-химических и химических явлениях, происходящих в суспензии. При этом решающее значение имеют поверхностные явления, происходящие вблизи поверхности раздела фаз, в результате которых образуются флотационные комплексы, состоящие из минеральных частиц и пузырьков.[5]
Возможность образования флотационного комплекса частица–пузырек, скорость процесса и прочность связи, а также продолжительность существования комплекса зависит от ряда причин и прежде всего от природы минералов, характера взаимодействия реагентов с их поверхностью и способности смачиваться водой. Последний фактор определяется состоянием гидратных оболочек, которыми обычно окружены минеральные частицы в воде. На элементарный акт флотации оказывают существенное влияние условия столкновения частиц с пузырьками воздуха, т.е. характер и интенсивность перемешивания суспензии, направление их движения в поле тяжести, масса, размер и форма частиц, размер пузырьков, степень аэрации, плотность суспензии и другие факторы.
Основными параметрами, подлежащими контролю в отделении флотации сильвина, являются плотность исходного питания сильвиновой флотации и реагентный режим.
В настоящее время на ФОФ БКПРУ-2 проводятся промышленные испытания реконструированных технологических схем из которых, для упрощения, исключены операции классификации и кондиционирования. По регламентной схеме закрупнённая часть пульпы обрабатывается в барабанном кондиционере эмульсией аполярных реагентов (парафина и газойля каталитического) в водном растворе амина. А в приёмные карманы флотомашин сильвиновой флотации подаётся водный раствор амина.
В июне 2006 года на II технологической секции ФОФ БПКРУ-2 были проведены испытания, изменение режима обработки пульпы перед сильвиновой флотацией вместо (растворов амина и эмульсии) в питание сильвиновой флотации подали комплексную эмульсию – водный раствор амина с добавлением аполярных реагентов (парафина и газойля каталитического), а так же испытали её эффективность при работе на повышенных нагрузках.
Важнейшими технико-экономическими обоснованиями принятого решения является снижение количества расхода амина и воды на приготовление комплексной эмульсии.
2. ЛИТЕРАТУРНЫЙ ОБЗОР 2.1. Способы получения хлорида калия из сильвинита
Поскольку сильвинит представляет механическую смесь кристаллов сильвина и галита, их разделение с целью получения хлорида калия возможно как физико-химическими методами (растворением и раздельной кристаллизацией), так и механическими (флотацией, гравитационной сепарацией, электросепарацией).
2.1.1. Производство хлорида калия методом растворения и раздельной кристаллизации
Метод растворения и раздельной кристаллизации называют также галургическим или химическим. Галургический метод переработки сильвинитовых и карналлитовых руд впервые был освоен калийной промышленностью в 1861 году и до настоящего времени находит широкое применение на калийных предприятиях России, Германии, Франции. Сущность этого метода состоит в том, что хлорид калия выщелачивают из сильвинита горячим оборотным щелоком, а оставшийся невыщелоченный галит направляют в отвал. Полученный горячий крепкий щелок проходит очистку от солевого и глинистого шламов путем отстаивания. Из осветленного горячего щелока производят кристаллизацию хлорида калия. Полученные кристаллы хлорида калия отделяют от охлажденного маточного щелока, сушат и выпускают в виде продукции, а маточный щелок после подогрева возвращают на выщелачивание новых порций хлорида калия.[1]
Галургический метод получения хлорида калия из сильвинита – циклический процесс с непрерывной циркуляцией в системе насыщенного хлоридом натрия растворяющего щелока.
Технологическая схема этого метода включает следующие основные стадии:
дробление сырой сильвинитовой руды; выщелачивание сильвинита горячим растворяющим щелоком с целью извлечения в раствор KCL; обработка полученного после выщелачивания сильвинитовой руды отвала для снижения потерь хлорида калия; выделение из горячего щелока, насыщенного NaCL и KCL, твердых взвешенных частиц в виде солевого и глинистого шламов; противоточная промывка глинистого шлама горячей водой для извлечения из него KCL; охлаждение горячего осветленного щелока с целью кристаллизации KCL с одновременным использованием тепла горячего раствора (ВКУ); отделение кристаллов KCL от маточного раствора; сушка кристаллов KCL; нагревание маточного раствора и возвращение его на выщелачивание; удаление или утилизация отходов производства.
2.1.2. Получение хлорида калия флотационным методом
Флотация (от английского слова flotation – всплывание) – один из наиболее распространенных методов обогащения полезных ископаемых.
Процесс флотации основан на различной способности поверхностей минералов, входящих в состав обогащаемой руды, смачиваться водой.
При флотации через суспензию обогащаемой руды продувают пузырьки воздуха. Частицы несмачиваемых минералов прилипают к пузырькам и всплывают на поверхность, с которой удаляются в виде минерализованной пены. А смачиваемые водой частицы опускаются на дно. Таким образом, осуществляется флотационное разделение минеральных составляющих обогащаемой руды.
Первоначально метод флотации применяли для обогащения природных руд, состоящих из минералов, нерастворимых в воде (окислов сульфидов, нерастворимых солей). Флотационный метод обогащения калийных солей получил распространение после того, как было показано, что разделение этих солей может осуществляться в их насыщенном растворе.
Техническое решение проблемы разделения водорастворимых солей методом флотации – одно из важнейших достижений науки и техники за последние десятилетия. Особенно большие успехи в этой области были достигнуты при флотационном обогащении сильвинита. Было показано, что получение хлорида калия из сильвинита методом флотации в ряде случаев экономичнее и проще, чем галургическим методом.
Флотационное обогащение калийных солей, так же как и других руд, осуществляется при участии флотационных реагентов. В зависимости от назначения различают следующие группы флотационных реагентов: собиратели, пенообразователи, депрессоры, активаторы, регуляторы среды.
Интенсивные исследования по изучению флотации водорастворимых солей начали проводиться еще в 30-х годах. В СССР метод флотационного обогащения природных солей был впервые применен Б. Ф. Пылаевым в 1932 году для получения чистого NaCL из сильвинитовых отходов. С. С. Кузин, обнаружив депрессирующее действие хлорида натрия на флотацию хлорида калия, использовал это явление для флотационного обогащения соликамской сильвинитовой руды с выделением в пенный продукт NaCL.
Проводимые опыты флотации сильвинита с применением в качестве реагентов собирателей анионного типа давали удовлетворительные результаты лишь при кратковременной работе установок и при измельчении руды до -0,2 мм. Широкое промышленное внедрение флотации для обогащения сильвинитовых руд началось после того, как в качестве флотореагента был предложен катионный собиратель, состоящий из смеси аминов жирного ряда. Это позволило разделять сильвинитовые руды, измельченные до -0,8 мм, при высоких технологических показателях процесса. Хлорид калия при этом флотируется в пенный продукт.
В 1953 году опытная флотационная фабрика была пущена на Березниковском калийном комбинате. Работники фабрики совместно с Всероссийским научно-исследовательским институтом галургии (ВНИИГ) провели большую исследовательскую работу по подбору оптимального режима флотации сильвинита и испытанию флотационных реагентов.
Технологические схемы обогащения включают в себя обычно следующие основные стадии: измельчение руды с целью раскрытия зерен сильвина и галита; предварительное удаление глинистого шлама из руды или его подавление в процессе основной флотации; основная флотация сильвина с перечисткой полученного концентрата; перечистка глинистых шламов; обезвоживание шламов, хвостов, концентратов и возвращение в цикл оборотного насыщенного раствора.
Применяемые в калийной промышленности схемы флотационного обогащения сильвинита несколько отличаются друг от друга. Это обусловлено главным образом неодинаковым качеством перерабатываемых руд и различными требованиями к качеству получаемой продукции.[1]
2.1.3. Гравитационное обогащение калийных руд Один из весьма эффективных методов гравитационного обогащения полезных ископаемых – разделение минералов в тяжелых суспензиях по их плотности. Компоненты руды меньшей плотности, чем тяжелая среда, всплывают в ней, а более тяжелые тонут, благодаря чему происходит разделение руды на два продукта. Этот метод пригоден для обогащения руд, у которых разница в плотностях разделяемых компонентов составляет не менее 0,05 г/см3.
Обогащение природных руд в тяжелых суспензиях состоит из следующих основных операций:
разделение обогащаемой руды в сепараторе; отделение тяжелой суспензии от продукта обогащения и возвращение ее в цикл; промывка продуктов обогащения водой с получением разбавленной суспензии и глинистого шлама; регенерация разбавленной суспензии, сгущение и возвращение ее в цикл.
Основные показатели, определяющие гравитационную обогатимость сильвинитовых руд, - это разница в плотностях разделяемых компонентов, их количественное соотношение и структурные и текстурные особенности руды. Чем больше разница в плотностях минеральных компонентов сильвинитовой руды, тем успешнее она может быть обогащена гравитационными методами.
Различие в плотностях химически чистых KCL (1,99 г/см3) и NaCL (2,17 г/см3) составляет 0,18. Однако за счет пор, включенных и адсорбированных газов, а также влаги кажущаяся плотность минералов в природных рудах может несколько отличаться от истинной.
Вычисления показали, что кажущиеся плотности галита в сильвинитовых рудах составляют 2,12 – 2,14, а сильвина 1,98 – 2,00 г/см3. По этой причине разность плотностей разделяемых компонентов в сильвинитовой руде снижается до 0,12 – 0,14. При малой разнице в плотностях эффективность гравитационного разделения зависит от крупности обогащаемых зерен и от совершенства применяемой технологии.
2.1.4. Электросепарация калийных руд В основе электростатических методов обогащения руд лежат такие физические свойства минералов, как электропроводность, диэлектрическая проницаемость, способность к перераспределению электростатических зарядов на поверхности при трении (трибоэлектрический и пироэлектрический эффекты).
В применении к калийным рудам изучаются два метода электросепарации: электростатический и электродинамический.
При электростатическом методе частицы минералов обогащаемой руды приобретают электростатические заряды разных знаков при трении их друг о друга в условиях определенного режима термообработки. Электростатические заряды на поверхности частиц образуются в результате соприкосновения с электропроводящими электродами, ионизированными газами или свободными электронами. На частицах солей возникновение зарядов возможно при их контактном трении, для чего необходимо наличие хотя бы двух различных по природе частиц. Обработанную таким образом руду направляют в электросепаратор, где она свободно падает в горизонтальном электрическом поле постоянного напряжения. Частицы сильвина и галита отклоняются при этом в сторону электродов разной полярности и собираются внизу в виде концентрата, хвостов и промежуточного продукта, возвращаемого на повторное обогащение.
Для успешного обогащения сильвинитовых руд электростатическим методом необходимо выбрать оптимальный режим термообработки (нагревание и охлаждение сильвинита) в определенном диапазоне температур. Проведенными исследованиями установлено, что сильвинитовую руду крупностью -2 +0,5 мм перед обогащением необходимо нагреть до 500 ºС, а крупностью -0,5 +0,06 мм – до 400 ºС. кроме того, в процессе нагревания и при последующем охлаждении руду следует тщательно перемешивать. Оптимальная температура сильвинита, поступающего в электросепаратор, 110 – 150 ºС. Если в обогащаемой руде содержание глинистых частиц повышено, температуру предварительного нагревания необходимо увеличивать.
При электростатическом обогащении значительную роль играет относительная влажность воздуха: чем она меньше, тем лучше результаты разделения. При относительной влажности воздуха более 55 % показатели разделения резко ухудшаются.
Опыты по электростатическому обогащению сильвинитов Верхнекамского и Старобинского месторождений показали, что наилучшие результаты могут быть получены при переработке малоглинистых руд.
Опыты по обогащению сильвинита электродинамическим методом были проведены на рудах Карлсбадского месторождения. Измельченный сильвинит после нагревания до 150 ºС обрабатывали смесью аминов (80 – 120 г/т) и одноатомным вторичным спиртом (200 – 300 г/т).
Благодаря селективной адсорбции этих веществ на хлориде натрия и хлориде калия после такой обработки возникает существенное различие в электропроводности этих составляющих сильвинитовой руды. Обогащаемую руду после обработки реагентами пропускают через ионизированное электростатическое поле и затем разделяют в коронно-барабанном сепараторе. [1]
|
|
|