ФЛОТАЦИОННЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ

ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ
«Сибирский федеральный университет»
В.И. Брагина
В.И. Брагин
ФЛОТАЦИОННЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ
Рекомендовано Инновационно-методическим управлением СФУ
в качестве учебного пособия по практическим занятиям
Красноярск
ИПК СФУ
2010
УДК 622.765.
ББК 33.4
Б87
Брагина, В.И.
Б87 Флотационные методы обогащения: учебное пособие по циклу
практических занятий для студентов специальности 130405.65 «Обогащение
полезных ископаемых» / В.И. Брагина, В.И.Брагин. – Красноярск: ИПК
СФУ.-2010. –104 с.
ISBN
В учебном пособии по циклу практических занятий по дисциплине
«Флотационные методы обогащения», описана методика выполнения
практических занятий, соответствующих требованиям Государственного
образовательного стандарта для студентов направления 130400 «Горное
дело», специальности 130405.65 «Обогащение полезных ископаемых».
УДК 622.765.
ББК 33.4
ISBN
Сибирский Федеральный
Университет, 2010
2
ВВЕДЕНИЕ
Изучение дисциплины «Флотационные методы обогащения»
сопровождается циклом практических занятий, целью которых является
приобретение навыков в решении теоретических и практических задач,
выбора и расчета основных исполнительных аппаратов цеха флотации.
Учебным планом для студентов специальности 130405.65 в дисциплине
«Флотационные методы обогащения» предусмотрено 17 часов практических
занятий. Перечень тем дан в таблице.
Таблица 1
Перечень тем практических занятий и их объем
Наименование темы
№ п/п
Объем,
час
1
Физико-химические основы процесса флотации
5
2
Флотационные реагенты
4
3
Практика флотационного обогащения полезных ископаемых
4
4
Флотационные машины
4
Всего
17
В
данном
учебном
пособии
подробно
разработаны
все
вышеперечисленные темы практических занятий. Поэтому студент может не
только на практических занятиях, но и самостоятельно разобраться в этих
того, на IBM PC выбирать и рассчитать флотационные машины.
Используя изложенную в данном пособии методику, студент сможет
выбрать тип флотомашины и рассчитать количество камер для каждой
операции флотации.
На практических занятиях будет рассмотрено и обсуждено влияние
состояния минеральной поверхности на степень ее гидрофильности и
характер адсорбции реагентов, разобраны
примеры использования
результатов
исследований
механизма
действия
реагентов
для
совершенствования режимов флотации, обсуждены преимущества и
недостатки современных флотационных машин.
1. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПРОЦЕССА
ФЛОТАЦИИ
3
При флотации используют различие в физико-химических
поверхностных свойствах минералов. Чем меньше линейный размер
минеральных частиц, тем больше их удельная поверхность, измеряемая в
см2/г, и тем большее значение в поведении этих частиц имеют их
поверхностные свойства. Этим объясняется то, что флотационные методы
обогащения применимы и эффективны для разделения минеральных частиц
малых размеров, редко превышающих десятые доли миллиметра.
Флотационная система характеризуется как гетерогенная, дисперсная,
многофазная и многокомпонентная.
Для флотационных систем типичны твердые фазы (комплекс
минералов, составляющий обогащаемое полезное ископаемое), вода,
применяемые при флотации водорастворимые или труднорастворимые
реагенты и газовая фаза (преимущественно воздушные пузырьки), а так же
газы, растворенные в жидкой фазе. Флотацию в самом общем виде можно
определить как метод разделения взвешенных в жидкости относительно
мелких частиц разных твердых фаз друг от друга (или выделения твердых
частиц из жидкости) по их способности прилипать к вводимым в суспензию
газовым пузырькам с последующим всплыванием их на поверхность
жидкости и образованием пены.
Для эффективной флотации необходимо вводить в суспензию
различные флотационные реагенты, усиливающие избирательность и
прочность прилипания частиц к пузырькам воздуха. Поэтому необходимы
понятия о растворах.
Механизм и природа явлений, лежащих в основе флотации, связаны,
прежде всего, с проявлением энергии межмолекулярных сил притяжения.
Здесь наиболее важным является понимание особой роли поверхностных
слоев молекул каждой из фаз флотационной системы. Все молекулы любой
фазы, расположенные в ее объеме (но не на поверхности!), будучи
окруженными со всех сторон другими такими же молекулами –
энергетически взаимно компенсированы.
Молекулы поверхностного слоя, лишенные своих «соседей»,
расположенных над ними, обладают значительной некомпенсированной,
свободной поверхностной энергией.
Действие воды на минералы при флотации многообразно и имеет
исключительно важное значение, так как современная флотация всегда
осуществляется в водной среде, при постоянном контакте минеральных
частиц с водой.
4
Взаимодействие с водой приводит к гидратации поверхности минерала,
в результате которой она покрывается гидратной оболочкой. Толщина этой
оболочки и ее структура зависят от физико-химических свойств минеральной
поверхности, проявляющихся в ее смачиваемости. Гидратируемость
поверхности минерала влияет на прилипание к нему воздушных пузырьков.
Чем выше гидратируемость, тем в меньшей степени возможно
прилипание, а следовательно и флотация.
Действие воды на минералы вызывает их частичное растворение.
Продукты растворения одних минералов могут воздействовать на
поверхностные слои других минералов, а также могут взаимодействовать с
применяющимися при флотации реагентами и друг с другом. Все это, так или
иначе, будет влиять на ход и результаты флотационного процесса.
Для правильного понимания взаимодействия воды с минералами
необходимо знать те основные свойства воды и минералов, от которых
зависит это взаимодействие.
Активность поверхности минералов по отношению к воде и
флотационным реагентам определяется энергетическим состоянием этой
поверхности. Энергетическое состояние атомов (ионов), входящих в ее
состав, зависит от их расположения на поверхности и в объеме решетки.
Степень смачивания твердой поверхности жидкостью (при неполном
смачивании) количественно выражается величиной краевого угла
смачивания.
На физико-химических основах флотационного процесса базируются
остальные разделы.
1.1. ВЗАИМОДЕЙСТВИЕ МИНЕРАЛОВ С ВОДОЙ И
РАСТВОРЕННЫМИ В НЕЙ ВЕЩЕСТВАМИ
1.1.1. Растворы
Растворы – это гомогенные системы, в которых одно или несколько
веществ распределены в среде другого вещества, называемого растворителем.
К о н ц е н т р а ц и я – это одна из важнейших характеристик
растворов. Концентрация показывает в каком соотношении (весовом или
объемном) взяты растворитель и растворенное вещество.
Существует несколько способов выражения концентрации растворов.
Процентная концентрация (вес %) выражается числом граммов
растворенного вещества в 100 г раствора.
5
Молярная концентрация (молярность) выражается числом молей
(грамм-молекул) растворенного вещества в 1 л раствора.
Нормальная концентрация (нормальность) выражается числом граммэквивалентов растворенного вещества в 1 л раствора.
Моляльная концентрация (моляльность) выражается числом молей
растворенного вещества, содержащегося в 1000 г растворителя.
Молярная доля (или молярный процент) показывает, какую часть от
общего числа молей раствора составляет растворенное вещество (или
растворитель).
Если обозначить число молей растворителя через na, а число молей
растворенного вещества через nb, то молярная доля растворенного вещества
равна:
Nb =
nb
n a + nb
(1.1)
na
na + nb
(1.2)
а молярная доля растворителя
Na =
Сумма Na + Nb = 1.
Молярная доля, увеличенная в 100 раз, называется молярным
процентом.
В практике часто приходится переходить от одного способа выражения
концентрации к другому.
Если растворителя во много раз больше, чем растворенного вещества –
такой раствор называют разбавленным (бесконечно разбавленным). В
количественном отношении этот термин весьма не определён, поэтому
условились считать раствор разбавленным, если можно пренебречь
взаимодействием частиц растворенного вещества между собой; указанное
условие соблюдается, если на один моль растворенного вещества приходится
300 – 500 и более молей растворителя при этом свойства компонентов
раствора изменяются пропорционально их концентрациям, например:
– понижение давления пара растворителя над раствором пропорционально концентрации растворенного вещества (закон Рауля):
∆ PA = PA0 ⋅ X B или
PA = PA0 ⋅ X A
(1.3)
– растворимость газа пропорциональна его парциальному давлению над
раствором (закон Генри):
6
Ci = K ⋅ Pi
или
Pi = K 1 ⋅ Ci ,
(1.4)
где Сi – весовая концентрация газа в растворе; К – коэффициент
пропорциональности;
Рi
–
давление
газа
над
раствором.
Растворение в жидкостях смеси газов подчиняется закону Дальтона, в
соответствии с которым весовая концентрация каждого из газов в растворе
пропорциональна парциальному давлению его в газовой фазе.
Отношение концентраций растворённого вещества в двух равновесных
фазах есть величина постоянная (закон распределения):
K = CiΙ / C iΙ Ι или CiΙ = K ⋅ C iΙ Ι
(1.5)
– понижение температуры кристаллизации (повышение температуры
кипения) растворителя пропорционально моляльности растворённого
вещества:
∆ Tкр = К ⋅ mB
∆ Tкп = Е ⋅ m B
,
(1.6)
(1.7)
0
где PA , PA – давление пара растворителя над чистым веществом и давление
пара растворителя над раствором; ХА, ХВ – мольные доли компонентов
раствора; Ci – концентрация компонента в растворе; Pi – давление газа над
раствором;
II;
C iΙ , C i
∆ Т кр = Т А0 − Т А
ΙΙ
– концентрация i-го компонента в равновесных фазах I и
– температура кристаллизации растворителя и раствора,
соответственно; ∆ Т кп = Т А − Т А – температуры кипения раствора и
растворителя, соответственно; К – криоскопическая константа; Е –
эбуллиоскопическая константа; mB – моляльная концентрация.
Закон распределения применим для разбавленных растворов, поэтому
переход растворённого вещества из одной фазы в другую не приводит к
изменению объёмов растворов. Конденсированные фазы, между которыми
распределяется i-тое вещество, образуют два слоя, которые можно отделить
друг от друга. Объёмы фаз не изменяются при их смешивании, так как они
незначительно растворимы между собой.
0
7
Увеличение концентраций растворенных веществ приводит к
отклонению их свойств от прямопропорциональной зависимости, поэтому
для описания свойств таких растворов применяют понятие активности. Если в
(1.1-1.5) вместо концентраций (мольных долей, моляльностей) подставить
активность, то приведённые соотношения можно применять для описания
свойств компонентов в концентрированных растворах.
Трудность использования такого приема состоит в том, что активность
зависит от концентрации компонента, температуры и давления, поэтому её
нельзя
вычислить,
а
можно
определить
в
эксперименте.
При ф о р м у л и р о в к е з а к о н а следует обращать особое
внимание на то, свойства каких компонентов (растворителя или
растворённого вещества) взаимосвязаны в законе.
1.1.1.1.Задачи
для самостоятельного решения
Задача 1.1 В 100 см3 воды растворили 25 г сахара. Выразить
концентрацию полученного раствора в процентах.
Ответ: 20%-й раствор
Задача 1.2 Имеется 0,5%-ный раствор поваренной соли. Вычислить
молярность данного раствора. Плотность раствора равна единице.
Ответ: 0,08553 моль/л
Задача 1.3 Вычислить молярность 48%-ного раствора серной кислоты.
Плотность данного раствора равна 1,380 г/см3.
Ответ: 6,753 моль/л
Задача 1.4 Имеется 6,037 н. раствор соляной кислоты. Плотность
раствора равна 1,10 г/см3. Выразить концентрацию данного раствора в
весовых процентах.
Ответ: 20,01%
Задача 1.5 Имеется 7,2 н. раствор NaOH, плотность которого равна
1,252 г/см3. Выразить концентрацию данного раствора в весовых процентах.
Ответ: 23,00%
Задача 1.6 Определить нормальность, молярность и моляльность
91,0%-го раствора серной кислоты. Плотность раствора равна 1,825 г/см3
Ответ: 33,86 г·экв/л; 16,93 моль/л; 103 моль/1000 г Н2О
Задача 1.7 Найти моляльность 4,7 н. раствора NaOH, плотность
которого равна 1,175 г/см3
Ответ: 4,762 моль/1000 г Н2О
Задача 1.8 Определить относительное понижение давления пара для
раствора, содержащего 0,01 моль нелетучего растворенного вещества в 500 г
воды.
8
Ответ: 3,6· 10-4
Задача 1.9 Растворимость кислорода в воде при давлении 39996 Па и
температуре 298 0К равна 16 мг/дм3. Определить коэффициент Генри, выразив
давление в атмосферах, а растворимость в молях на 1 дм3 раствора.
Ответ: 1,27· 10-3
Задача 1.10 При 291 0К 1 дм3 воды растворяет 1 дм3 СО2, если давление
СО2 равно 101325 Па. Определить молярность раствора, над которым
давление СО2 при 291 0К равно 19998,35 Па.
Ответ: 8,8· 10-3 моль/дм3
Задача 1.11 Растворимость СО2 в воде при температуре 293 0К
составляет 0,873 см3/ см3 раствора. Определить растворимость СО2 в воде в
молях на 1 дм3 раствора.
Ответ: 0,0764 моль/дм3
Задача 1.12 Вычислить моляльность 10 н. раствора серной кислоты.
Плотность раствора равна 1,290 г/см3.
Ответ: 6,26 моль/1000 г Н2О
Задача 1.13 Вычислить моляльность и молярность 47%-ного (по весу)
водного раствора этилового спирта. Плотность раствора указанной
концентрации 0,9204 г/см3
Ответ:19,2 моль/1000 г Н2О; 9,39 моль/л
Задача 1.14 В 50 мл воды растворили 18 г глюкозы. Какова
моляльность полученного раствора?
Ответ: 2,0 моль/1000 г Н2О
Задача 1.15 Вычислить молярные доли (и молярные проценты) спирта
и воды в 96%-ном растворе этилового спирта.
Ответ: 0,904; 0,096; 90,4%; 9,6%
Задача 1.16 Какой температуре соответствует увеличение
растворимости кислорода в воде в 1,1 раза, если теплота растворения ΔН = –
10680 Дж/моль. Первоначальная температура 313 0К.
Ответ: 306 0К
Задача 1.17 Растворимость СО2 в воде при Т = 298 0К составляет при
атмосферном давлении – 0,1449 г на 100 г воды. Определить растворимость
СО2 в молях на 1 дм3 при температуре 283 0К. Теплота растворения ΔН =
–17050 Дж/моль.
Ответ: 4,710 моль/ дм3
Задача 1.18 Раствор, содержащий 12,8 г нафталина (С10Н8) в 1000 г
бензола (С6Н6), замерзает при 277,92 0К. Чистый бензол замерзает при 278,42
0
К. Вычислить удельную теплоту плавления бензола в Дж/г.
Ответ: 128,83 Дж/г
Задача 1.19 Проба уксусной кислоты в растворе замерзает при 16,4°С.
Температура замерзания чистой уксусной кислоты равна 16,7°С, ее
криоскопическая постоянная равна 3,9. Определить, сколько молей примесей
приходится на 1000 г кислоты
9
Ответ: 0,077 молей
Задача 1.20 Коэффициент распределения уксусной кислоты между
водой и эфиром равен 1,87. Сколько эфира необходимо прибавить к 100 мл
водного раствора, чтобы извлечь из него половину кислоты?
Ответ: 0,187 дм3
Задача 1.21 Вещества А и В образуют идеальный раствор. Давление
пара вещества А составляет 3200 Па, а его давление при той же температуре
над раствором, содержащим 1 г нелетучего вещества В и 4,25 г А, равно 3040
Па. Определить отношение молекулярных масс МВ/МА.
Ответ: МВ/МА = 4,47
Задача 1.22 Есть один моль вещества А и nВ молей вещества В
образуют идеальный раствор. Давление пара обозначим через Р°А и Р°В.
Выразить состав раствора и равновесного с ним пара через nВ, Р°А, Р°В.
Определить состав раствора, равновесного с паром, содержащим одинаковые
количества веществ А и В.
Ответ: Состав раствора: хА = 1(1 + nВ); хВ = nВ/(1 + nВ); состав пара:
уА = Р°А/( Р°А + nВ· Р°В); уВ = а· nВ/( Р°А + nВ· Р°В).
Задача 1.23 Определить молекулярную массу нелетучего компонента,
растворенного в воде, если при растворении 3,2 г этого вещества в 100 г воды
давление пара понизилось на 0,16%
Ответ: 360
Задача 1.24 Вычислить молярные доли NaOH и воды в 40%-ном
растворе NaOH.
Ответ: 0,23; 0,77
Задача 1.25 Имеется раствор серной кислоты, содержащий Н2SO4 577
г/л. Плотность раствора 1,335 г/см3. Вычислить: а) содержание серной
кислоты в весовых процентах; б) молярность и моляльность раствора; в)
содержание серной кислоты в молярных процентах.
Ответ: а) 43,2%; б) 5,88 моль/л; 7,76 моль/ 1000 г Н2О; в) 12,3%.
Задача 1.26 Определить молярные доли и молярные проценты воды и
спирта в 60,5-ном (по весу) растворе этилового спирта.
Ответ: 0,625; 0,375; 62,5%; 37,5%
Задача 1.27 Коэффициент распределения этилового спирта между
четыреххлористым углеродом и водой равен 0,0244. Найти концентрацию
спирта (моль/л) в равновесных фазах, если 0,1 моль его распределяется между
0,3 дм3 воды и 0,5 дм3 ССI4.
Ответ: 0,32 моль/л
Задача 1.28 К 500 см3 раствора йода в эфире, содержащего 1,7272 г
йода, прибавлено 200 см3 раствора йода в глицерине с содержанием йода
2,0726 г. Рассчитать молярность йода в равновесных фазах, если
коэффициент распределения его между глицерином и эфиром равен 0,2.
Ответ: 2,8· 10-2 моль/л
10
Задача 1.29 Определить давление насыщенного пара воды над
раствором с 5 масс. % глюкозы (С6Н12О6) при 373 0К, считая раствор
разбавленным. Определить температуры замерзания и кипения раствора.
Справочные данные для Н2О: ТКР = 273 0К; ТКИП = 373 0К; ΔНПЛ = 334 Дж/г;
ΔНКИП = 2255 Дж/г.
Ответ: –0,54°С; 100,8 кПа; 100,15°С
Задача 1.30 Рассчитать понижение температуры замерзания и
повышение температуры кипения водного раствора, содержащего 1 масс. %
NaCl, с учетом полной диссоциации соли. Справочные данные для Н2О: ТКР =
273К; ТКИП = 373К; ΔНПЛ = 334 Дж/г; ΔНКИП = 2255 Дж/г.
Ответ: 0,64 °С; 0,18 °С
Задача 1.31 Найти температуру кипения раствора неэлектролита в воде,
если при 373 0К давление водяного пара над раствором равно 105Па.
Величина эбуллиоскопической постоянной воды К Э = 0,513 кг.К/моль
Ответ: 100,38°С
Задача 1.32 К расплавленному хлориду натрия (ТПЛ = 1074 0К, Δ H ПЛ =
30,21 кДж/моль) добавлено 2 масс. % хлорида калия. Определить понижение
температуры замерзания раствора. Как изменится эта величина для растворов
BaSO4 и K2SO4 той же моляльности в хлориде натрия?
Ответ: 5,08; 10,16; 15,24°С
Задача 1.33 Определить изменение температур кристаллизации и
кипения цинка из раствора его с 1 масс. % олова. Температуры плавления и
кипения цинка 692 и 1179 0К, теплоты этих превращений 7,2 и 115,1
кДж/моль.
Ответ: 3,08; 0,56
Задача 1.34 Раствор хлористого калия содержит 245,7 г соли на 1000 г
воды; плотность раствора при 21° равна 1,1310 г/см3. Вычислить моляльность,
молярность, мольные доли и процентное содержание.
Ответ: 3,296 моль/1000 г H2O; 2,995 моль/л; 0,0559; 0,9441; 19,72%
Задача 1.35 Смешано 200 г бензола, 10 г этилового спирта и 50 г
ацетона. Чему равна
мольная доля каждого вещества?
Ответ: 0,458; 0,388; 0,154
H 2О
1.1.2. Влияние состояния минеральной поверхности на степень ее
гидрофильности и характер адсорбции реагентов
Взаимодействие поверхности минерала с водой во многом зависит от
характера свободных связей (ненасыщенных), которые имеются на
поверхности минерала.
Чем хуже минерал смачивается водой (т.е. чем он гидрофобнее), тем
легче пузырек, вытесняя с поверхности минерала воду, закрепится на
минерале.
11
Для обеспечения гидрофобизации в пульпу вводят специальные
флотационные реагенты.
Адсорбция реагентов на поверхности минерал – раствор, приводящая к
изменению ее свободной энергии, является основным средством
регулирования флотируемости минералов. Адсорбция реагентов на
минеральной поверхности протекает всегда в условиях конкуренции с
молекулами воды и сопровождается понижением свободной энергии
системы. Это понижение может быть обусловлено, во-первых, химическим
воздействием с образованием ионных, ковалентных, координационных связей
между ионами, молекулами реагента и химически ненасыщенными атомами
или радикалами на поверхностях раскола минерала, и во-вторых,
межмолекулярным
взаимодействием
–
силами
Ван-дер-Ваальса,
электростатической поляризацией. Первый случай – это химическая
адсорбция, второй – физическая адсорбция. Состояние же поверхности
минералов зависит от их химического состава, особенностей кристаллической
структуры, неоднородности поверхности минерала, изоморфных замещений в
кристаллической решетке минерала, электрофизических свойств и ионного
состава пульпы [5-8].
1.1.2.1. Кристаллохимическое строение минералов
Структурные элементы (атомы, ионы или молекулы) кристаллической
решетки минералов располагаются закономерно относительно друг друга и
между ними существуют определенные виды связи, отличающиеся по своей
прочности. Прочность связи измеряют энергией, которую нужно затратить на
ее разрушение. Для прочных или сильных связей, таких как ионная,
ковалентная, металлическая и другие формы атомных связей, она равна 84 ––
8400 джоулям. Молекулярная или ван-дер-ваальсовская связь значительно
менее прочная. Энергия, необходимая для ее разрушения, составляет всего
лишь 0,084 – 4.4 джоуля. Водородная связь слабее обычных химических, но
прочнее молекулярных.
Энергия взаимодействия минеральных поверхностей с водой и
воздухом будет определяться характером связей, разрушаемых при
дроблении и измельчении.
Например, если при разрушении кристалла рвутся сильные полярные
связи, то энергия взаимодействия поверхности с полярными молекулами
воды будет велика, а с неполярными молекулами, например воздуха – мала. В
этом случае молекулы воды будут притягиваться к поверхности твердого
тела, и она станет гидрофильной. Если при разрушении кристалла происходит
разрыв слабых связей, то образующаяся неполярная поверхность будет слабее
притягивать диполи воды и сильнее взаимодействовать с воздухом, то есть
поверхность станет гидрофобной.
12
Характер обнажающихся на поверхности связей при дроблении и
измельчении минералов определяется строением их кристаллических
решеток.
Например, в графите атомы углерода расположены слоями,
построенными в виде гексагональной сетки. В плоскости этих слоев между
атомами углерода существуют ковалентные связи, а связь между слоями (на
плоскостях спайности) осуществляется слабыми молекулярными силами.
Этим объясняется гидрофобность графита по плоскостям спайности, где связь
между атомами углерода, находящимися в соседних слоях, молекулярная и
гидрофильность его на торцах чешуек, где разрываются атомные связи.
Сила взаимодействия поверхностей минералов с молекулами или
ионами окружающей среды, в том числе и флотационными реагентами, будет
зависеть не только от характера, но и от числа разрушаемых при измельчении
минералов связей. Чем больше связей разрушается и чем они сильнее, тем
активнее поверхность будет взаимодействовать с полярной окружающей
средой. Число свободных связей, способных взаимодействовать с
окружающей средой, зависит от положения атомов или ионов на поверхности
минерала. Так, например, в случае кубической решетки кристалла NaCl ион в
положении А (внутри кристалла) взаимодействует с ближайшими шестью
противоионами, окружающими его со всех сторон. Ион Б, находящийся на
грани кристалла, взаимодействует с пятью противоионами и имеет одну
ненасыщенную связь, которая может быть им использована для закрепления
реагента. Ион В, находящийся на ребре кристалла, имеет две ненасыщенные
связи, а ион Г, находящийся на вершине, имеет три ненасыщенные связи.
Поэтому вершины и ребра кристалла являются более активными
участниками, чем грани.
При измельчении руды разрушение минералов происходит не строго по
плоскостям спайности. Как показывают наблюдения, плоскости разрушения
минералов являются бугристыми и содержат много макро- и микротрещин и
пор. За счет этого отдельные структурные элементы кристалла,
расположенные в различных частях образованной поверхности, будут иметь
различную прочность связи с решеткой минерала и различную
насыщенность, т.е. поверхность будет энергетически неоднородной. Чем
менее насыщен поверхностный атом или ион, тем активнее будет вступать во
взаимодействие с окружающей средой. Энергетическую неоднородность
поверхности минералов необходимо учитывать при изучении и
исследованиях процесса флотации. Анализ кристаллической структуры и
характера обнажающихся связей при разрушении кристалла позволяет
провести предварительную оценку поверхностных свойств минералов. В
частности, предложенная Стрельциным, а затем Годеном систематика
структур кристаллов по типам связи атомов и групп атомов между собой и
учитывающая, что разрушение кристаллов осуществляется, в основном, по
кристаллографическим плоскостям с ослабленными силами связи, позволяет:
13
– объяснить «природную» гидрофобность таких минералов, как
например, графит, самородная сера, тальк;
– оценить характер взаимодействия собирателя с минералами и выявить
причины гидрофобизации их поверхности;
– объяснить явления избирательного взаимодействия флотационных
реагентов на различных плоскостях одного и того же кристалла;
– объяснить различную гидрофобизацию разных минералов в
присутствии одного и того же реагента;
– предсказать (в ряде случаев) наиболее вероятный тип собирателя,
способного погасить некомпенсированные связи на минеральной
поверхности и обеспечить тем самым ее гидрофобизацию.
1.1.2.2. Неоднородность поверхности минералов
Характерной особенностью минералов, связанной с их генезисом
(происхождением), структурой и во многом определяющей результаты
взаимодействия минералов с водой и флотационными реагентами, является
неоднородность минеральной поверхности. Впервые важная роль
неоднородности поверхности минералов во флотационном процессе была
обоснована исследованиями Богданова О.С., а также в работах Эйгелеса
М.А.. Исследованиям влияния неоднородности поверхности минералов на их
флотационные свойства с применением микроавторадиографии и других
методов уделено большое внимание в работах И.Н.Плаксина и Р.Ш.Шафеева.
Развитие в последние годы физики и химии твердого тела и в
особенности физики полупроводников показало, что распределение
структурных элементов в кристаллических решетках минералов далеко не
отвечает той классической картине, которая характеризуется строго
последовательным расположением в решетке кристалла атомов или ионов.
Подобная картина соответствует так называемым идеальным кристаллам. В
противоположность идеальным кристаллам, для которых характерно строго
правильное размещение и периодичность атомов или ионов, реальные
кристаллы отличаются от идеальных рядом отклонений. Эти отклонения
принято называть дефектами кристаллической решетки. В решетке реального
кристалла можно обнаружить незанятые места атомов, атомы,
расположенные между узлами кристаллической решетки, и другие дефекты.
Согласно общепринятой классификации, можно отметить следующие
основные типы дефектов кристаллической решетки минералов:
– пустой узел, образованный вследствие выпадения из идеальной
решетки атома или иона;
– собственный атом или ион решетки, расположенный между ее
узлами;
– чужеродный атом, расположенный между узлами решетки;
– чужеродный атом, замещающий собственный атом решетки;
14
– ион в решетке, находящийся в нормальном положении, но несущий в
себе аномальный заряд.
Важен тот факт, что практически в кристаллической решетке всегда
имеются
нарушения
стехиометрического
состава
элементов,
характеризуемого формулой минерала. На отдельных участках поверхности
кристалла могут наблюдаться стехиометрические избытки, как металла, так и
металлоида.
Междуузельные ионы металла и пустые металлоидные узлы являются
электроположительными дефектами и местами наиболее благоприятными для
химического закрепления анионов реагентов, в то время как междуузельные
металлоидные ионы и пустые металлические узлы представляют
электроотрицательные
дефекты,
обладающие
противоположными
свойствами. Стехиометрический избыток металлоидов означает преобладание
электроотрицательных дефектов, препятствующих химическому закреплению
анионов реагента, а при избытке металла имеет место преобладание
электроположительных дефектов, благоприятное для закрепления минералом
анионов реагента. Электроположительные дефекты являются центрами
притяжения электронов, электроотрицательные – центрами отталкивания
электронов.
В процессе взаимодействия минералов с реагентами и другими
компонентами жидкой фазы пульпы большую роль играют примеси,
присутствующие в минерале и изменяющие в той или иной степени
электронное состояние его кристаллической решетки.
Значительная часть минералов обладает полупроводниковыми
свойствами, и электронные переходы различного рода в них совершаются
относительно легко.
Полупроводниковыми свойствами будут обладать такие соединения, в
состав которых входит хотя бы один элемент из IY-YII групп периодической
системы элементов Д.И.Менделеева. Почти все сульфиды и окислы, очень
многие соединения III и IY групп периодической системы элементов
Д.И.Менделеева являются полупроводниками.
Введение примесей в металлы уменьшает их электропроводность,
тогда как полупроводники резко увеличивают свою электропроводность при
введении примесей, от рода которых в значительной степени могут зависеть
те свойства полупроводникового минерала, которыми определяется его
взаимодействие с флотационными реагентами.
Характерным для полупроводников является преимущественно
ковалентная связь между атомами в кристаллической решетке. Каждая связь
между атомами осуществляется парой обобществленных (спаренных)
электронов. Важным, однако, является то, что под влиянием тех или иных
физических воздействий их энергия передается полупроводнику (влияние
света, тепла, ядерных излучений и т.п.) и в результате часть связанных в
полупроводнике электронов освобождается и становится носителями тока.
15
Более строгие различия металлов и полупроводников объясняются на
основе квантовой теории твердого тела, где введено понятие об
энергетических зонах. Согласно этим представлениям, в полупроводниках и
диэлектриках все разрешенные энергетические уровни, на которых могут
находиться электроны, заняты. Эти уровни в совокупности составляют
валентную зону. Однако, если полупроводнику сообщить извне энергию
(нагреть его), часть электронов может быть освобождена (переведена в зону
проводимости).
У полупроводников между зоной проводимости (где электроны
свободны) и валентной зоной (где все энергетические уровни электронов
заняты) имеется зона, в которой нет вообще разрешенных энергетических
уровней. Эта зона называется запрещенной. Ширина запрещенной зоны равна
энергии, которую надо сообщить электрону, чтобы перевести его из
связанного состояния в зону проводимости, и выражается в электрон-вольтах
(эВ). Для полупроводников ширина запрещенной зоны составляет обычно
0.1-3.0 эВ, в то время как у диэлектриков она превышает 3-4 эВ.
В переносе электричества в полупроводниках участвуют не только
электроны атомов самого проводника, но и примесей. Если атомы примесей
имеют большую валентность, чем атомы полупроводника, то примесные
атомы могут отдавать свои «лишние» электроны и последние также будут
носителями электрического тока. Примеси такого типа называют донорными
и их присутствие в полупроводнике превращает его в полупроводник
электронного типа (с электронной проводимостью), или n-полупроводник (от
слова negative – отрицательный). В случае если примесный элемент имеет
пониженную валентность по сравнению с полупроводником химическая связь
между атомами последнего и атомами примеси становится незавершенной
вследствие отсутствия одного электрона, необходимого для осуществления
ковалентной связи через спаренные электроны. На месте недостающего
электрона возникает электронная вакансия или «дырка». При заполнении
дырок электронами из соседних связей в полупроводнике возникает
электрический
ток.
Полупроводники
такого
типа
называют
Р-полупроводниками (positive – положительный), или полупроводниками с
дырочной проводимостью. Разумеется, в Р-полупроводнике электрический
ток (перенос электричества) осуществляется, как и в n-полупроводнике,
электронами, но сам перенос происходит вследствие изменения положения
электронных вакансий (дырок), которые как бы передвигаются в
полупроводнике (дырки при этом движутся в направлении, противоположном
движению электронов). Примесь, сообщающая полупроводнику дырочную
проводимость, называют акцепторной (принимающей электроны). Таким
образом, в полупроводниках с акцепторной примесью основными носителями
электрического тока являются дырки, а неосновными – электроны.
Противоположная картина наблюдается в проводниках с донорной примесью.
Полупроводник обладает собственной проводимостью, характеризующейся
16
тем, что в ней участвуют одинаковые количества электронов и дырок, причем
оба эти типа носителей образуются вследствие перехода электронов из
валентной зоны в зону проводимости. Собственной электропроводимостью
могут обладать идеальные кристаллы, в которых не содержится никаких
чужеродных атомов и нарушений кристаллической решетки. Кроме
акцепторных и донорных примесей могут быть и такие элементы, атомы
которых при введении их в кристаллическую решетку полупроводника ведут
себя одновременно и как акцепторы, и как доноры. К числу таких элементов,
например, по отношению к германию можно отнести медь, золото, никель,
кобальт, железо, марганец, а по отношению к кремнию – медь, золото и др.
Примесями могут быть не только атомы постороннего вещества, но и
атомы, слагающие полупроводник, входящие в его кристаллическую решетку
сверх стехиометрического соотношения. Так, например, галенит РbS,
содержащий избыток серы в количестве 0,05 атомных процента, является
полупроводником с электронной проводимостью (n-полупроводником).
Примеси и дефекты кристаллической решетки минерала в значительной
степени определяют его электрические и адсорбционные свойства.
Для понимания электронных процессов в полупроводниках,
разъясняющих многие стороны адсорбционного взаимодействия некоторых
флотационных реагентов с минералами, необходимо иметь представление об
уровне Ферми.
В соответствии со вторым принципом термодинамики всякая система
самопроизвольно перестраивается, стремясь к наиболее низкому
энергетическому состоянию. В соответствии с этим электроны и дырки
стремятся занять самые низкие энергетические уровни. Свободные электроны
поэтому стремятся занять уровни вблизи дна зоны проводимости, а дырки –
вблизи верхнего края валентной зоны. Уровень Ферми (уровень химического
потенциала) представляет среднее значение энергии всех возбужденных
электронов и дырок в кристалле и в соответствии с этим определением
уровень Ферми соответствует средней энергии электронов и дырок, если они
соответственно находятся на уровнях вблизи дна зон проводимости и
верхнего края валентной зоны. При температуре абсолютного нуля уровень
Ферми определяет максимально возможную энергию электронов
собственного полупроводника (или чистого вещества).
Таким образом, уровень Ферми в собственном полупроводнике
существенно меняет положение уровня Ферми. Для примесного
полупроводника донорного типа уровень Ферми располагается посредине
расстояния между донорным уровнем примеси и дном зоны проводимости.
Для акцепторной примеси уровень Ферми находится посередине между
примесным уровнем и верхним краем валентной (заполненной) зоны.
Другим важным свойством полупроводников является величина
термоэлектродвижущей
силы
(термо
э.д.с.).
Коэффициентом
17
термоэлектродвижущей силы называют э.д.с., создаваемую полупроводником
при нагревании его на 1°С (В/градус).
Измерение термоэлектродвижущей силы и электропроводности
образцов минералов позволяет определять концентрации электронов и дырок
и отношение этих концентраций в них, что позволяет получить данные,
характеризующие адсорбционные свойства минералов к ряду флотационных
реагентов. Привлечение и творческое использование положений физики
полупроводников для развития теории и технологии флотации является
заслугой советских ученых (И.Н.Плаксина, Р.Ш.Шафеева, В.А.Чантурия и
др.)
Наряду с рассмотренными видами неоднородности поверхности
минералов следует иметь в виду еще и неоднородность, связанную с
микрорельефом (выступы, впадины и т.п.) минеральной поверхности,
который оказывает также большое влияние на процесс взаимодействия
минералов с реагентами.
Экспериментальные данные по сорбции флотационных реагентов на
поверхности минералов, полученные при использовании метода меченых
атомов, показали неоднородность поверхности минералов и в соответствии с
этим крайне неравномерное распределение по этой поверхности
адсорбировавшихся флотационных реагентов. Исследования с применением
метода радиографии, проведенные на аншлифах минералов, позволили
выявить неравномерное распределение реагентов на поверхности минералов.
Еще более убедительна картина распределения реагента на частице минерала
флотационной крупности, полученная методом микроавторадиографии, в
частности, при исследовании частиц, взятых непосредственно из продуктов
флотации.
Исследование неоднородности свойств поверхности сульфидов
осуществляется также и индикацией анодных и катодных участков и
микрорадиографией. Этим путем удалось пометить на поверхности
сульфидов анодные и катодные (акцепторные и донорные) участки и показать
влияние электрохимической неоднородности на механизм взаимодействия их
с ксантогенатами и другими флотационными реагентами [1].
Ввиду неоднородности поверхности минерала одни участки могут быть
заняты адсорбированным слоем какого-либо реагента, в то время как другие
гидратированы или адсорбируют ионы другого реагента или, наконец,
покрываются ионами какого-либо другого минерала, содержащегося в пульпе
в растворенном виде. Вследствие неоднородности поверхности минералов
размещение адсорбированных на ней ионов или молекул неравномерно: на
одних участках они размещены более, а на других менее плотно.
Флотационное поведение частицы минерала поэтому определяется
суммарным результатом взаимодействия участков ее поверхности с
основными компонентами флотационной пульпы, которые способны, так или
иначе, реагировать с минералом в данных условиях.
18
1.1.2.3. Изоморфные замещения в кристаллической решетке
Явление изоморфизма в процессе минералообразования весьма
распространено; его последствия имеют большое значение для
взаимодействия минералов с реагентами при флотации.
Изоморфными веществами называют такие, атомы или ионы которых
могут взаимно замещаться в кристаллических решетках, образуя твердые
растворы. Полный и точный химический анализ того или иного минерала
почти всегда обнаруживает в его составе наряду с элементами,
определяющими общепринятую химическую формулу минерала, еще и
некоторые количества других элементов. Подобное несоответствие между
химической формулой, характеризующей состав минерала, и его
фактическим составом может быть объяснено изоморфизмом. Так, например,
в сфалерите ZnS всегда обнаруживается некоторое количество кадмия и
железа, а в СаСО3 часто присутствуют железо и магний.
Замещение ионов происходит таким образом, что вместо одного иона
данного знака (например, катиона) его место в кристаллической решетке
минерала занимает другой ион того же знака. Обязательным условием для
осуществления изоморфного замещения является близость размеров
замещаемых ионов или атомов, характеризуемых величиной ионных или
атомных радиусов. Однако могут замещаться и группы разных ионов
группами других ионов при условии равенства зарядов.
Замещение ионов происходит особенно легко, если радиусы ионов мало
отличаются друг от друга, причем в ряде случаев различия в величинах
радиусов могут доходить до 15% и даже несколько больше. Исключения из
этого правила редки. Чаще всего замещаются ионы одинаковой валентности
(изовалентный изоморфизм), но известны также и многие случаи
гетеровалентного изоморфизма, когда замещаются ионы различной
валентности. Здесь замещают друг друга чаще всего соседние элементы,
расположенные по диагонали, секущей периодическую таблицу элементов
Д.И.Менделеева сверху слева вниз направо, так как размеры ионных
радиусов этих элементов близки друг другу. При гетеровалентном
изоморфизме чаще всего замещающий элемент имеет большую валентность,
чем замещенный. Так, например, одновалентный калий замещается
двухвалентным свинцом, двухвалентный кальций замещается имеющими
более высокую валентность элементами из группы редких земель,
двухвалентный магний –трехвалентным скандием, четырехвалентный титан –
пятивалентным ниобием и танталом и т.д. Изоморфизм в этом направлении
протекает даже в тех случаях, когда концентрация замещающего иона
ничтожна. Это объясняется тем, что внедрение в кристаллическую решетку
иона более высокой валентности энергетически выгодно, так как приводит к
19
соответствующему увеличению энергии кристаллической решетки, т.е.
повышению ее устойчивости.
При изоморфном замещении ионов кристаллическая решетка
формально остается без существенных изменений. Однако вхождение в
решетку вместо ионов меньшей валентности ионов более высокой
валентности приводит к изменению тех свойств минералов, которые
непосредственно связаны с энергией кристаллической решетки, поскольку
последняя при этом возрастает: увеличивается твердость и снижается
растворимость по сравнению с первоначальным ее значением.
При сравнительно редко наблюдаемом замещении иона более высокой
валентности ионом меньшей валентности первоначальные свойства минерала
изменяются в противоположном направлении.
Типичны проявления изоморфизма для Na и К; Au и Ag; Ta и Nb;
внедрения Fe, Cu и Cd в решетку ZnS, Mo, Re и др.
1.1.2.4. Влияние совместного нахождения минералов в руде на
результаты воздействия на них воды и кислорода
Изменения состава и структуры таких минералов, как сульфиды, могут
произойти благодаря воздействию на них кислорода и воды.
Скорость окисления и растворения сульфидов в значительной степени
изменяется, если они присутствуют совместно.
Это объясняется не только воздействием продуктов окисления и рас
творения одних сульфидов на другие, но и другими причинами.
Схема изменения сульфидных минералов в общем виде следующая.
Наиболее активно в первой стадии сульфиды подвергаются воздействию
кислорода и воды. Благодаря этому происходят не только глубокие
изменения состава и структуры первоначальных сульфидов, но и образуются,
например, при окислении пирита и медных сульфидов серная кислота,
Fe2(SO4)3 и СuSO4, которые в свою очередь являются мощными источниками
воздействия на сульфиды.
Действие серной кислоты приводит к образованию из сульфидов
соответствующих сульфатов с выделением сероводорода:
МеS + SO42- = MеSO4 + S2-.
Ионы Fe3+ действуют на сульфиды по схеме:
2МеS + 4Fe3+ + 2Н2О + 3О2 = 2МеSO4 + 4Fe2+ + 4Н+,
где Ме - двухвалентный металл.
Таким образом, особенностью действия Fe2(SO4)3 является то, что
превращение сульфидов сопровождается образованием серной кислоты,
которая в свою очередь представляет собой весьма активный реагент,
изменяющий сульфиды. Наиболее сильно Fe2(SO4)3 воздействует на
халькозин и борнит, умеренно – на марказит и пирит, слабо – на ковеллин,
сфалерит и халькопирит.
20
Действие Сu(SO4) на сульфиды протекает по следующей, общей для
большинства сульфидов, реакции:
МеS + Cu2+ = Me2+ + CuS.
Эта реакция проявляется главным образом под уровнем грунтовых вод.
Значение этой реакции весьма велико для последующего взаимодействия
сульфидных минералов с флотационными реагентами, так как воздействие
CuSO4 на многие сульфидные минералы способно резко изменить их
флотационные свойства (например, FenSn+1, ZnS и др).
Обогатителям известны различия во флотационных свойствах одного и
того же минерала из различных месторождений (различного генезиса), что
имеет существенное значение.
1.1.2.5. Растворимость минералов в воде
Атомы, расположенные в объеме решетки минерала, всю свою энергию
расходуют на взаимодействие с соседними атомами, окружающими их со
всех сторон. В то же время энергия взаимодействия, присущая атомам,
расположенным в крайнем наружном слое, проявляется лишь по отношению
к нижележащим слоям атомов и соседним атомам данного поверхностного
слоя. По этой причине часть энергии, которой обладают атомы
поверхностного слоя, остается свободной. Эту энергию называют свободной
поверхностной энергией.
Величина свободной поверхностной энергии характеризует природу и
особенности поверхности того или иного минерала и способность его к
взаимодействию с водой и присутствующими в ней реагентами.
Первой стадией молекулярного взаимодействия воды с поверхностью
минерала является гидратация поверхности, обусловливающая смачивание ее
водой. Смачивание обычно наблюдается на границе соприкосновения трех
фаз, одна из которых является твердым телом, а две другие представлены
жидкостью и газом или двумя несмешивающимися жидкостями. При
смачивании капля жидкости полностью или частично растекается по твердой
поверхности.
Степень смачивания твердой поверхности жидкостью (при неполном
смачивании) количественно выражается величиной краевого угла смачивания
θ, который принято отсчитывать в сторону жидкой фазы или, если
контактируют вода и жидкий углеводород, в сторону воды (т.е. в сторону
более полярной жидкости). Теоретически величина краевого угла может
изменяться в широких пределах – от нулевого значения (что соответствует
для воды и минерала случаю его полной гидрофильности, или полного
смачивания водой) до 180о, когда капля воды совершенно не растекается по
минералу при его полном несмачивании, или предельной гидрофобности.
Чем хуже минерал смачивается водой, (т.е. чем он более гидрофобен),
тем легче пузырек воздуха, вытесняя с поверхности минерала воду,
21
закрепляется на минерале. Уменьшение смачиваемости минерала в интересах
осуществления флотации, называемое гидрофобизацией, характеризуется
увеличением краевого угла. Для осуществления гидрофобизации в пульпу
вводят специальные флотационные реагенты.
Существенным для флотации является представление о гистерезисе
смачивания. Явление гистерезиса проявляется в том, что краевой угол
смачивания обычно не принимает своего равновесного значения вследствие
задержки в его движении. Гистерезис смачивания возрастает при увеличении
микрошероховатости поверхности, проявляющейся особенно заметно при
плохо смачивающихся поверхностях и, в частности, для твердых
поверхностей, покрытых ориентированными нормально к твердой
поверхности углеводородными цепями гетерополярных соединений,
адсорбированных химически. На жидких поверхностях гистерезис
смачивания не наблюдается.
Основной причиной гистерезиса смачивания, по П.А. Ребиндеру,
является проявление силы трения, действующей вдоль периметра
смачивания. Гистерезис смачивания наблюдается при растекании капли
жидкости или пузырька по твердой поверхности.
Взаимодействие поверхности минерала с водой во многом зависит от
характера свободных (ненасыщенных) связей, которые имеются на
поверхности минерала.
Атомы, молекулы, ионы или группы ионов, образующие
кристаллическую решетку минерала, связаны друг с другом различными
видами связей. Для полярной поверхности минералов характерны ионная и
ковалентная (атомная) связи, а также наиболее распространенная полярная
(гибридная) связь, занимающая промежуточное положение между ионной и
ковалентной.
В противоположность полярной поверхности аполярная поверхность
минерала характеризуется молекулярными силами связи (силы Ван-дерВаальса), которые слабее ионных и ковалентных в десятки раз.
При разрушении кристалла образуется поверхность раскола с
ненасыщенными связями, которые характерны для решетки данного
минерала.
Гидрофильная поверхность минерала характеризуется преобладанием
на ней ненасыщенных ионных, атомных или полярных связей, благодаря
которым она активно взаимодействует с молекулами воды (или их
комплексами), присоединяя их.
Взаимодействие воды с минералами может приводить к частичному
растворению минералов. Вследствие того, что в состав полезного
ископаемого всегда входит несколько минералов, в воде обычно всегда
присутствуют определенные количества молекул и ионов, входящих в состав
этих минералов.
22
Растворение минералов в воде происходит в том случае, если энергия
гидратации Н превышает энергию кристаллической решетки U. Энергия
гидратации иона увеличивается с ростом его валентности и уменьшением
ионного радиуса, при этом одновременно возрастает и энергия
кристаллической решетки.
1.1.2.6.Задачи для самостоятельного решения
Задача 1.36 Энергия ковалентной связи для алмаза (С-С) равна 170
ккал/моль, энергия гидратации – 60 ккал/моль. Определить вероятность
гидрофилизации алмаза.
Ответ: не гидрофилизируется.
Задача 1.37 Энергия ионной связи для поваренной соли равна 180
ккал/моль. Энергия гидратации иона Na составляет 250 ккал/моль.
Определить возможность растворения поваренной соли.
Ответ: растворяется.
Задача 1.38 Энергия металлической связи для меди (Cu-Cu) составляет
10ккал/моль. Энергия гидратации иона меди равна 2 ккал/моль. Возможна ли
гидрофилизация поверхности меди?
Ответ: нет.
Задача 1.39 Галенит имеет ионную кристаллическую структуру.
Спайность весьма совершенная по кубу. Поэтому разрушение кристалла
галенита происходит по плоскости спайности и без разрыва поверхности
ионных связей. Какой будет поверхность галенита при измельчении в воде,
гидрофильной или гидрофобной?
Ответ: гидрофобной.
Задача 1.40 Церуссит имеет энергию кристаллической решетки, равную
150 ккал/моль и несовершенную спайность. Энергия гидратации иона свинца
10 ккал/моль. Будет ли растворяться церуссит?
Ответ: нет.
Задача 1.41 В графите атомы углерода расположены слоями,
образующими гексагональную сетку. В плоскости этих слоёв между атомами
углерода имеются сильные атомные связи. Энергия этой связи составляет 195
ккал/моль. Связь между слоями осуществляется слабыми молекулярными
силами (3 ккал/моль), энергия гидратации 2 ккал/моль. После измельчения
графита в воде будет ли его поверхность смачиваться водой?
Ответ: нет.
Задача 1.42 Кристаллическая структура пирита типа каменной соли
(ионная). В кристаллической решетке пирита ионы серы расположены в
местах легкодоступных действию кислорода, что является одной из причин
его быстрой окисляемости. При измельчении пирита в воде будет его
поверхность гидрофильной или гидрофобной?
Ответ: гидрофильной, т.к. образуется Fe(OH)3.
23
Задача 1.43 Энергия кристаллической решетки халькопирита
составляет 190 ккал/моль. Спайность несовершенная. При измельчении на
поверхности разлома находятся как ионы меди, так и ионы железа.
Халькопирит относительно устойчив к окислению. Энергия гидратации ионов
меди и железа находится в пределах 80-100 ккал/моль. Поверхность
свежеобнаженного халькопирита будет гидрофильной или гидрофобной?
Ответ: гидрофобной.
Задача 1.44 При разрушении кристалла серы в первую очередь
обнажаются слабые межмолекулярные силы, которые связывают между
собой кольца из атомов серы, в то время как сильные атомные связи
действуют внутри колец и не нарушаются. Какой будет поверхность серы при
измельчении в воде, гидрофильной или гидрофобной?
Ответ: гидрофобной.
Задача 1.45 Галенит измельчается в воде. Спайность весьма
совершенная по кубу, поэтому разрушение кристалла галенита происходит по
плоскости спайности и без разрыва поверхностных ионных связей. Какой
будет поверхность свежеобнаженного галенита, гидрофобной или
гидрофильной?
Ответ: гидрофобной.
Задача 1.46 Энергия металлической связи магния (Mg-Mg) выражается
примерно в 10 – 20 ккал/моль. Энергия гидратации иона магния 3 ккал/моль.
Возможно ли растворение кристалла магния?
Ответ: нет.
Задача 1.47 Пирротин – наиболее легко окисляющийся сульфид.
Кристаллическая структура ионная, спайность несовершенная. При
измельчении пиротина в воде будет его поверхность гидрофильной или
гидрофобной?
Ответ: гидрофильной.
Задача 1.48 У англезита энергия кристаллической решетки составляет
200 ккал/моль, спайность несовершенная. Энергия гидратации равна 260
ккал/моль. Будет ли происходить растворение англезита?
Ответ: да.
Задача 1.49 Энергия кристаллической решетки сфалерита равна 165
ккал/ моль. Энергия гидратации иона цинка свежеобнаженной поверхности
обычно достигает не более 150 ккал/моль. Хорошо ли смачивается водой
свежеобнаженная поверхность сфалерита?
Ответ: плохо.
Задача 1.50 Смитсонит – типичный минерал зоны окисления
первичных сульфидных руд цинка. Спайность не вполне совершенная.
Энергия кристаллической решетки составляет 155 ккал/моль, энергия
гидратации – 175 ккал/моль. Смачивается ли водой поверхность смитсонита?
Ответ: частично.
24
Задача 1.51 Энергия кристаллической решетки никелина составляет
178 ккал/моль, спайность несовершенная, энергия гидратации 199 ккал/моль.
Будет ли смачиваться водой поверхность никелина?
Ответ: будет.
Задача 1.52 У рутила энергия кристаллической решетки равна 230
ккал/моль, спайность совершенная, энергия гидратации 30 ккал/моль.
Определить, какой будет поверхность рутила гидрофобной или
гидрофильной.
Ответ: гидрофобной.
Задача 1.53 Энергия кристаллической решетки ильменита составляет
225 ккал/моль, спайность весьма несовершенная. Энергия гидратации равна
145 ккал/моль. При измельчении в воде будет ли поверхность ильменита
гидрофильной?
Ответ: нет.
1.1.3. Образование двойного электрического слоя при
взаимодействии минерала с водой
Взаимодействие воды и присутствующих в ней ионов с минералами
может изменить не только их состав, но и электрическое состояние
поверхности. Наиболее важным результатом этого взаимодействия является
образование на поверхности раздела минерал – жидкая фаза пульпы двойного
электрического слоя. Энергия взаимодействия воды с различными ионами
минерала неодинакова. Ввиду этого ионы одного знака переходят в раствор в
большем количестве, чем ионы другого знака, и электронейтральность
поверхности нарушается. В результате поверхность минерала приобретает
заряд.
Возникновение заряда на поверхности минерала и образование
двойного электрического слоя может происходить и в результате
преимущественной адсорбции минералом из раствора ионов одного знака по
сравнению с ионами другого знака.
Увеличение электрического заряда поверхности затрудняет переход
ионов противоположного знака в раствор из кристаллической решетки
минерала. В конце концов, устанавливается состояние равновесия между
раствором и твердой поверхностью, которая будет окружена двойным
электрическим слоем.
Поскольку поверхность частицы имеет заряд, в пространстве,
окружающем частицу, появляется электрическое поле. Это поле
характеризуется термодинамическим (полным) потенциалом ξ и
электрокинетическим (дзета) потенциалом (рис. 1.1). Электрокинетический
потенциал всегда составляет часть термодинамического.
25
Рис. 1.1. Двойной электрический слой
Предположим, что в раствор с внешнего слоя (1-1, 2-2)
кристаллической решетки минерала переходят катионы. М – это минерал.
Линия 1-1 является границей неизменённой решетки PbS. Ряд А является как
бы продолжением решетки PbS, но из него удалена часть ионов свинца,
поэтому здесь находятся в избытке ионы серы; которые и создают
отрицательный заряд поверхности. Линия 2-2 – является физической
границей минерала. Ряд ионов слоя Б представляет собой упорядоченный
слой внешней обкладки, находящейся в жидкости. Линия 3-3 – это граница
жидкости, тесно связанной с поверхностью минерала. Зона от 3-3 до 4-4 – это
диффузный слой ионов.
А – внутренняя обкладка двойного слоя. Б – внешняя обкладка или слой
противоионов.
Число катионов во внешней обкладке представляет только часть
катионов, перешедших в раствор. Остальные катионы образуют диффузный
слой с постоянно убывающей концентрацией ионов. Ионы, расположенные
между 2 -2 и 4-4 имеют знак противоположный ионам внутренней обкладки и
называются противоионами. Слой Б противоинов расположен упорядоченно
на расстоянии радиуса этих ионов. Это слой Штерна, диффузная часть – это
слой Гюи.
Плотная часть двойного электрического слоя, т. е. совокупность
внутренней его обкладки и плотной части внешней обкладки называется
слоем Гельмгольца (Перрена).
При движении частиц минерала в жидкости или наоборот, противоионы
слоя Б плотно связанные с поверхностью будут перемещаться вместе с ней, а
ионы диффузного слоя будут отставать от них. В этом случае между
поверхностью минерала с увлеченной пленкой воды и жидкостью в объеме
появляется разность потенциала (ζ – потенциал) (рис. 1.2).
26
Рис. 1.2. Изменение электрического потенциала
в двойном электрическом слое (ДЭС):
М – Неизменный слой кристаллической решетки;
А – Измененный слой (внутренняя обкладка двойного слоя);
Б – Внешняя обкладка двойного электрического слоя.
Разность потенциалов между ионами внешней обкладки (суммарно) с
одной стороны и ионами внутренней обкладки (слева от линии 2-2) с другой
стороны представляет собой термодинамический (или полный) потенциал – ξ.
Измерение этих потенциалов производится различными методами.
ζ – потенциал измеряется методом протекания, электрофорезом и
электроосмосом; ξ – потенциал можно измерить только у проводящих
минералов.
Изучение изменения потенциалов позволяет изучать явления адсорбции
на поверхности минералов, что важно при исследовании механизма действия
флотационных реагентов, что будет рассматриваться в дальнейшем.
Если в поверхностном слое наблюдается избыток анионов, то дзета –
потенциал имеет отрицательный заряд.
Знак заряда поверхности одного и того же минерала в
дистиллированной воде может быть различным. Он зависит от условий
образования месторождения и от вида преобладающих ионов в пульпе.
Представление о строении двойного электрического слоя дает
возможность понять процесс взаимодействия поверхности минеральных
частиц с водой и флотационными реагентами.
В коллоидных растворах носителем двойного электрического слоя
является свободно передвигающаяся в жидкости коллоидная частица,
равномерно окруженная со всех сторон диффузным облаком противоионов.
При наложении электрического поля, ранее наблюдавшееся равновесие
в обкладках двойного электрического слоя мицеллы нарушается.
Электрически заряженная частица с находящимся на ее поверхности
адсорбционным (неподвижным) слоем противоионов, который нейтрализует
часть заряда поверхности, начинает перемещаться к одному из полюсов, в то
время как диффузное облако противоионов смещается в противоположном
27
направлении. Явление перемещения частиц золя в электрическом поле к
электроду, знак которого противоположен знаку заряда частиц, называется
электрофорезом.
Наблюдая электрофоретическое движение частиц, можно установить,
каков знак заряда частиц, а также определить электрокинетический
потенциал (ζ - потенциал), от которого зависит устойчивость частиц золя.
Расчет ζ производят по формуле:
ζ =
4⋅ π ⋅η ⋅ и
D⋅ H
,
(1.8)
где η — вязкость среды; u — электрофоретическая скорость частицы; D —
диэлектрическая постоянная среды; Н — градиент потенциала.
Градиент потенциала находят делением величины внешней э. д. с. E на
расстояние между электродами l в приборе для изучения электрофореза:
H =
E
l
(1.9)
Уравнение (1.8) относится к частицам, имеющим цилиндрическую
форму.
В случае частиц сферической формы используют формулу:
ζ =
6⋅ π ⋅η ⋅ и
D⋅ H
(1.10)
Величина электрокинетического потенциала зависит от концентрации
ионов электролитов в растворе и от их валентности. Чем больше
концентрация электролита, тем меньше толщина диффузной части двойного
электрического слоя и тем меньше величина потенциала. В предельном
случае, когда все ионы диффузного слоя перейдут в адсорбционный слой, ζ
— потенциал становится равным нулю.
Пример. Электрокинетический потенциал частиц гидрозоля, найденный
методом электрофореза, равен 50 мв. Приложенная внешняя Э.Д.С. равна 240
в, а расстояние между электродами 40 см. Вычислить электрофоретическую
скорость частиц золя, полагая, что они имеют цилиндрическую форму.
Вязкость воды 0,001 н•сек/м2, а диэлектрическая постоянная среды 81.
Решение:
Используем формулу (1.8):
28
ζ =
4⋅ π ⋅η ⋅ и
D⋅ H
откуда
и=
ζ ⋅ D⋅ H
4⋅ π ⋅η
По формуле (1.9) определяем, чему равен градиент потенциала Н:
H =
E 240
=
= 600
l
0,4
в/м
и=
0,05 ⋅ 0,81 ⋅ 600
1
⋅
= 2,15 ⋅ 10 − 5 м/сек
4 ⋅ 3,14 ⋅ 0,001 9 ⋅ 10 9
Коэффициент 1/9.10-9 служит для выражения диэлектрической
постоянной D в единицах системы СИ (ф/м). Его можно найти из закона
Кулона.
Необходимым условием электроосмоса являются: заполнение пор
проводящей жидкостью, определённый диаметр пор и наличие потенциала на
границе адсорбционного и диффузного слоёв.
В отличие от электрофореза в этом случае под влиянием приложенной
разности потенциалов наблюдается перемещение к электроду жидкости
относительно твёрдой противоположно заряженной поверхности.
Математическая теория, созданная Гельмгольцем, основана на
следующих экспериментально установленных закономерностях: количество
перенесённой жидкости пропорционально силе тока; объём перенесённой
жидкости, отнесённый к единице силы тока, не зависит от площади сечения
диафрагмы и длинны капилляров, но возрастает с уменьшением
концентрации раствора (увеличением сопротивления жидкости).
Для расчёта электроосмотической скорости применяется формула:
ν =
ε ⋅ε 0⋅ I ⋅ζ
η ⋅χ
,
(1.11)
где v – объёмная скорость (м3/сек); I – сила тока (а); χ – удельная
электропроводность(1/Ом•м).
Если под действием давления заставить проводящую жидкость
продвигаться через пористое тело, то возникает разность потенциалов,
называемая потенциалом течения Е.
Потенциал течения связан с расположением ионов в двойном
электрическом слое – чем больше ионов находится в диффузной части, т. е.
чем больше величина электрокинетического потенциала, тем больше
величина потенциала течения. Такая же зависимость существует и между
приложенным давлением и потенциалом течения:
29
Е=
p⋅ε ⋅ε 0 ⋅ζ
η ⋅χ
(в) ,
(1.12)
где p – давление, приводящее жидкость в движение (н/м2); χ – удельная
электропроводность жидкости, заполняющей капилляры (Ом-1•м-1).
Легко показать, что электроосмос и потенциал течения зависят от одного
и того же – потенциала: если потенциал течения Е разделить на приложенное
давление р, а объёмную скорость электроосмоса v на силу тока I, то
получится одна и та же величина:
ε ⋅ε 0 ⋅ζ
E ν
= =
p I
η ⋅χ
(1.13)
Описанные выше явления получили название электрокинетических
явлений. Они играют большую роль в геологии, почвоведении, агротехнике, а
также широко используются в технике: электрофорез и электроосмос
применяют для обезвоживания суспензий, осушки торфа и дерева, получения
чистого каолина, осаждении латексов или покрытии каучуком деталей
машин.
Значительную роль играют электрокинетические явления в таких
разделах коллоидной химии, как агрегативная устойчивость и
структурообразование дисперсных систем, в явлениях адсорбции
электролитов, обмене ионов.
Величину ζ – потенциала можно считать характеристикой агрегативной
устойчивости золя. Согласно теории сильных электролитов, радиус ионной
атмосферы зависит от ионной силы раствора, которая определяется
концентрацией ионов и их валентностью. При увеличении ионной силы
раствора радиус ионной атмосферы уменьшается. Если эти представления
отнести к мицелле гидрозоля, то увеличение концентрации электролита в золе
вызовет сжатие диффузного слоя, в результате кривая падения полного
потенциала пойдёт круче, а величина ζ – потенциала уменьшится.
При экспериментальном определении скорости электроосмоса следует
учитывать также влияние диаметра пор диафрагмы. Поэтому для получения
правильных значений ζ – потенциала вносят поправку на пористость и на
величину поверхностной проводимости.
1.1.3.1.Задачи для самостоятельного решения
Задача 1.54 При каких условиях отсутствует направленное движение
коллоидных частиц в электрическом поле?
Ответ: Частицы золя не имеют заряда (изоэлектрическое состояние
коллоида).
30
Задача 1.55 В каком направлении будут перемещаться в электрическом
поле частицы золей: Fe(OH)3, кремниевой кислоты, трехсернистого мышьяка,
а также частицы смеси равных объемов положительного и отрицательного
золя бромистого серебра?
Ответ: Частицы золя Fe(OH)3 будут перемещаться к катоду;
кремниевой кислоты – к аноду; As2S3 – к аноду. Частицы смеси (равных
объемов) положительного и отрицательного золя AgBr не перемещаются в
электрическом поле.
Задача 1.56 Вычислить электрофоретическую скорость частиц золя
трехсернистого мышьяка, если ξ – потенциал частиц равен 89,5 мв; разность
потенциалов между электродами – 240 в, расстояние между электродами – 20
см. Вязкость и диэлектрическая постоянная такие же, как и воды (η = 0,001
н·сек/м2 и D = 81). Форму частиц принять цилиндрической.
Ответ: 7,696· 10-6 м/сек
Задача 1.57 Вычислить электрофоретическую скорость частиц глины,
если ξ – потенциал частиц 48,8 мв. Разность потенциалов между электродами
равна 220 в, а расстояние между ними 44 см, вязкость 0,001 н·сек/м2, а
диэлектрическая постоянная 81. Форма частиц сферическая.
Ответ: 1,166· 10-5 м/сек
Задача 1.58 Вычислить электрофоретическую скорость частиц золя
золота, если градиент потенциала равен 1000 в/м, а ξ – потенциал составляет
58 мв. Вязкость среды 0,00114 н·сек/м2, а диэлектрическая постоянная 81.
Считать, что частицы имеют цилиндрическую форму.
Ответ: 3,646· 10-5 м/сек
Задача 1.59 Вычислить градиент потенциала, если ξ – потенциал частиц
золя гидроокиси железа равен 52,5 мв, а электрофоретическая скорость
частиц 3,74· 10-4 см/сек. Вязкость среды 0,001005 н·сек/м2, а диэлектрическая
постоянная 81. Форма частиц – цилиндрическая.
Ответ: ≈100 в/м
Задача 1.60 Вычислить ξ – потенциал частиц золя трехсернистого
мышьяка, если при измерении электрофоретической скорости частиц
приложенная внешняя ЭДС равна 240 в, расстояние между электродами 30
см, перемещение частиц за 10 мин равно 14,36 мм, диэлектрическая
постоянная 81, вязкость 0,001005 н·сек/м2.
Ответ: 0,04196 в
Задача 1.61 Электрофорез золя гидрата окиси железа происходил при
следующих условиях: градиент потенциала равен 500 в/м, перемещение
частиц за 10 мин на 12 мм, диэлектрическая постоянная воды равна 81,
вязкость 0,001 н·сек/м2. Вычислить ξ – потенциал частиц золя.
Ответ: 0,05582 в
Задача 1.62 Вычислить ξ – потенциал частиц золя гидрата окиси
железа, используя следующие данные опыта: величина внешней ЭДС 200 в,
31
расстояние между электродами 22 см, смещение границы золя происходит на
2 см за 15 мин. Диэлектрическая постоянная равна 81, вязкость 0,001 н·сек/м2.
Форму частиц считать сферической.
Ответ: 0,05113 в
Задача 1.63 Вычислить ξ – потенциал частиц суспензии, если
электрофоретическая скорость частиц равна 1,99•10-4 см/сек. Падение
потенциала составляет 0,57 в/см. Диэлектрическая постоянная равна 81,
вязкость среды 0,001 н·сек/м2. Частицы считать цилиндрической формы.
Ответ: 0,04873 в
Задача 1.64 Вычислить ξ – потенциал частиц глины, если при градиенте
потенциала в 10 в/см частицы проходят 5 делений шкалы за 5 сек (60
делениям шкалы соответствует 1 мм). Вязкость среды 0,001 н·сек/м2,
диэлектрическая постоянная 81.
Ответ: 0,02331 в
1.2. ОСНОВЫ ТЕОРИИ МИНЕРАЛИЗАЦИИ ПУЗЫРЬКОВ ПРИ
ФЛОТАЦИИ
1.2.1. Поверхностные явления
Для флотационных систем характерна большая раздробленность.
Общая поверхность частиц дисперсной фазы достигает значительной
величины. Поэтому и удельная поверхность – суммарная поверхность частиц
в единице объёма или в единице веса вещества – в диспергированном
состоянии представляет величину порядка сотен и даже тысяч квадратных
метров.
Для расчета удельной поверхности (Sуд) системы с шарообразными
частицами достаточно знать величину среднего радиуса частицы:
4 ⋅ π ⋅ r2 3
=
-1
4
r,м
2
⋅π ⋅r
3
1
равное 4 ⋅ π ⋅ r 3 ; S0
3
S уд = n ⋅ S 0 =
где n — число частиц в 1 м3,
(1.14)
– поверхность каждой
частицы
или
S уд = n1 ⋅ S 0 =
3
r⋅γ
, м2/кг
(1.15)
1
где n1 — число частиц в 1 кг, равное
4
⋅ π ⋅ r3 ⋅ γ
3
32
; γ — плотность вещества.
Изучение поверхностных свойств является одной из важных проблем
коллоидной химии.
Запас свободной поверхностной энергии А определяется суммарной
поверхностью частиц S и коэффициентом поверхностного натяжения σ:
A= σ ⋅S,
дж/м2
(1.16)
При отсутствии стабилизатора свободная поверхностная энергия
коллоидной системы падает за счет уменьшения величины поверхности S
(происходит коагуляция). Чтобы предотвратить агрегирование частиц,
добавляют стабилизатор, который при неизменной величине поверхности
снижает свободную поверхностную энергию, уменьшая поверхностное
натяжение σ.
Величина поверхностного натяжения σ численно равна работе, которую
необходимо затратить на образование 1м2 новой поверхности в
изотермических условиях. Ее размерность дж/м2 или н/м. Известно несколько
методов определения поверхностного натяжения.
При использовании метода поднятия жидкости в капилляре применяют
следующее уравнение:
σ =
h⋅ r ⋅ γ ⋅ g
2
, дж/м2 ,
(1.17)
где σ — поверхностное натяжение жидкости (н/м); r — радиус капилляра
(м); γ — плотность (кг/м3); g — ускорение силы тяжести (м/сек2).
Другой метод определения поверхностного натяжения — метод Траубе.
С помощью сталагмометра подсчитывается, какое число капель стандартной
жидкости n0 и исследуемой жидкости nх содержится в определенном объеме
этих жидкостей:
σ =
n0 ⋅ γ x ⋅ σ 0
,
nx ⋅ γ 0
(1.18)
где γ и γ0 — плотности стандартной и исследуемой жидкостей;
σ0 — поверхностное натяжение стандартной жидкости.
Для измерения поверхностного натяжения растворов можно применить
также метод «отрыва кольца». Кольцо из металлической проволоки
опускается на поверхность жидкости и уравновешивается рычагом весов.
Затем определяется усилие, которое нужно приложить, чтобы преодолеть
силу сцепления кольца с жидкостью и оторвать кольцо от поверхности.
Величина
приложенной
силы
F,
выраженная
в
килограммах,
пропорциональна поверхностному натяжению жидкости σ (н/м):
F = k⋅σ
33
,
(1.19)
где k — обобщенная константа, зависящая от диаметра проволоки, размеров
кольца и краевого угла смачивания θ. Величину k определяют по
стандартной жидкости, поверхностное натяжение которой известно, —
обычно по воде.
Широко распространенным методом определения поверхностного
натяжения является метод наибольшего давления пузырька, предложенный П.
А. Ребиндером. К поверхности жидкости подводится вакуумная пробирка с
капилляром, на конце которого под действием вакуума образуется
воздушный пузырек. Давление, при котором пузырёк проскакивает через
поверхностную пленку жидкости и прорывает ее, определяется величиной
поверхностного натяжения жидкости:
σx=
σ 0 ⋅ px
, н/м ,
p0
(1.20)
где σ0 — поверхностное натяжение стандартной жидкости (н/м); px и p0 —
давления, необходимые для проскока пузырька через поверхность
исследуемой и стандартной жидкости (н/м2).
Поверхностно-активными называются вещества, добавки которых
уменьшают поверхностное натяжение растворителя. По отношению к воде —
это органические кислоты, спирты, белки, мыла и другие дифильные (т. е.
состоящие
из
полярной
и
неполярной
частей)
вещества.
Изменение поверхностного натяжения раствора при введении
поверхностно-активных веществ определяют с помощью уравнения
Шишковского:
σ 0 − σ = a ⋅ ln(1 + b ⋅ c ) ,
(1.21)
где σо —
поверхностное натяжение растворителя (н/м); (σ —
поверхностное натяжение раствора; a и b — эмпирические константы, причем
величина а мало меняется от вещества к веществу, а b зависит от
поверхностной активности вещества; с — концентрация раствора (кмоль/м3).
Мерой поверхностной активности вещества является константа b в
 dσ 
−
 = φ
 dc 
уравнении Шишковского, а также производная
, которая может
быть определена графически, если известна зависимость поверхностного
натяжения от концентрации; при этом берут величину производной при
c → 0.
Положительной адсорбцией называется увеличение концентрации
вещества на поверхности раздела фаз. Для определения количества
адсорбирующегося вещества могут применяться следующие уравнения:
34
1) уравнение Гиббса, устанавливающее соотношение между величиной
адсорбции Г (кмоль/м2), концентрацией раствора с (кмоль/м3) и мерой
поверхностной активности
 dσ 
−

 dc 
:
Г= −
c dσ
⋅
RT dc
,
(1.22)
где R — газовая постоянная; T — температура (0K).
2) уравнение монослойной адсорбции Ленгмюра:
Г = Г∞
b⋅ c
1+ b ⋅ c
,
(1.23)
где Г — величина адсорбции (кмоль/м2); Г∞ — предельное количество
адсорбирующегося вещества (кмоль/м2); b — константа, характеризующая
поверхностную активность вещества (ее значение то же, что и в уравнении
Шишковского); с — равновесная концентрация растворенного вещества
(кмоль/м3).
Константы Г∞ и b можно найти графически, преобразовав уравнение
Ленгмюра в уравнение прямой:
1
1
1
1
=
⋅ +
Г
Г∞ ⋅ b c Г∞
(1.24)
Используя уравнение Шишковского, можно перейти от уравнения
Гиббса к уравнению Ленгмюра. Для этого достаточно продифференцировать
уравнение Шишковского:
−
dσ
a⋅b
=
dc 1 + b ⋅ c
(1.25)
и подставить выражение производной в уравнение Гиббса :
Г = −
c dσ
⋅
;
RT dc
Г=
a⋅b
c
⋅
1 + b ⋅ c RT
(1.26)
или
Г=
Очевидно,
a
= Г∞
RT
, и тогда
a
b⋅ c
⋅
RT 1 + b ⋅ c
Г = Г∞
35
b⋅ c
1+ b ⋅ c
(1.27)
(1.28)
3) при адсорбции газа или растворенного вещества на твердом
адсорбенте используют эмпирическое уравнение Фрейндлиха:
Г = β ⋅ с а (для
растворов) или
Г = β ⋅ ра
(для газов)
(1.29)
Уравнение Фрейндлиха хорошо согласуется с экспериментальными данными
адсорбции в области средних концентраций. Чтобы вычислить
константы β и α достаточно прологарифмировать уравнение и построить
прямую в координатах lg Г = ∫ (lg c ) ;
4) уравнение для расчета полислойной адсорбции разработано М. М.
Дубининым. Изотерма адсорбции на адсорбентах с мелкими порами (средний
радиус порядка 10-9м) — они получили название адсорбентов I структурного
типа - имеет вид:
w − k1⋅ Г
Г=
⋅e
V
2
p 
 lg s 
p 

(1.30)
а для крупнопористых адсорбентов II структурного типа (средний радиус
порядка 10-6-10-7 м):
w − k2 ⋅ Г
Г = ⋅e
V
 ps 
 lg p 


,
(1.31)
где Г — величина адсорбции (кмоль/кг); w — общая пористость (м 3/кмоль);
V — молярный объем адсорбируемого вещества в жидком состоянии
(м3/кмоль); Т — температура (°К); k и k2 — константы; р — равновесное
давление пара при данной температуре (н/м2); рs — давление насыщенного
пара (по справочнику) (н/м2).
При логарифмировании уравнение переходит в линейную форму,
откуда графически легко определяется пористость сорбентов. Для построения
кривых распределения пор сорбентов по радиусам применяют метод
капиллярной конденсации, заключающийся в следующем. Экспериментально
определяют величину адсорбции в зависимости от увеличения равновесного
давления, а затем определяют величину десорбции при снижении
равновесного давления. На графике в координатах
 p 

Г = ∫ 
 ps 
кривые
адсорбции и десорбции не совпадают — образуется петля гистерезиса.
Истинному ходу процесса сорбции отвечает ветвь десорбции; ее и
используют для расчета пористости w (м3/кг):
w = Г ⋅V
36
,
(1.32)
где Г — экспериментально определенная величина сорбции (кмоль/кг); V —
молярный объем вещества (по справочнику) (м3/моль).
Для определения радиусов пор применяют уравнение Томсона:
r=
2⋅σ ⋅V
p
RT ⋅ ln s
p
,м,
(1.33)
где σ — поверхностное натяжение конденсата при данной температуре
(дж/м2) (по справочнику); V – молярный объём конденсата (м3/кмоль) (по
справочнику); R — газовая постоянная; рs — давление насыщенного пара
над макроповерхностью (н/м2) (по справочнику); р — равновесное давление в
капилляре данного радиуса (н/м2) (из графика — по кривой десорбции); Т —
температура (0К). Интегральная кривая строится в координатах w = f (r ) , а
дифференциальная
—
в
∆w
= f ср ,
∆r
координатах
∆ r = rm +1 − rm .
rср — средний радиус, равный
где
∆ w m = w m + 1 − wm ,
rm + 1 + rm
2
rср =
(1.34)
Процессы ионного обмена твёрдой поверхности характеризуются уравнением
Б.П. Никольского:
Г
Г
1
g1
1
1
g2
2
= K⋅
1
g1
1
1
g2
2
c
,
(1.35)
c
где Г1 и Г2 — количество ионов, поглощенных поверхностью сорбента
(кмоль/кг); с1 и с2 — равновесные концентрации ионов в растворе (кмоль/м3);
К — константа обмена, зависящая от способности ионов к адсорбции на
данном сорбенте.
Графически уравнение Б. П. Никольского изображается прямой, тангенс угла
наклона которой и представляет величину константы К.
1.2.1.1.Задачи для самостоятельного решения
Задача 1.65 При 155 0К СО2 адсорбируется на слюде:
PCO
н/м2
0,48
1,19
2,06
4,1
а•106,моль/м2
1,22
1,95
2,55
3,24
2
37
9,8
3,62
Определить постоянные уравнения Лэнгмюра и адсорбцию при Р = 7
2
н/м .
Ответ: 4,33•10-6; 0,07; 3•10-6 моль/м2
Задача 1.66 Кислород адсорбируется на поверхности твердого серебра:
PCO
атм.
0,02
0,05
0,07
0,10
0,15
0,20
5
2
а•10 ,моль/м
1,0
2,1
2,3
2,9
3,3
3,4
Определить постоянные уравнения Лэнгмюра и адсорбцию при Р =
0,12 атм.
Ответ: 4,5•10-5; 16; 3•10-5
Задача 1.67 25 см3 0,198 н раствора CH3COOH взбалтывались с 3 г угля
при 25°С. После достижения равновесия на титрование 5 см3 пошло 11 см3
0,05 н NaOH. Определить адсорбцию уксуса на 1 г угля.
Ответ: 0,044 г
Задача 1.68 При температуре 35°С адсорбция уксуса составляет 0,030 г.
Определить теплоту адсорбции, используя необходимые данные из
предыдущего примера.
Ответ: 3670 Дж
Задача 1.69 40 см3 СО2, взятых при нормальных условиях,
адсорбируются 1 г угля при 30°С под давлением 600 мм рт. ст. и при 0°С под
давлением 173 мм рт. ст. Определить теплоту адсорбции.
Ответ: 28430 Дж
Задача 1.70 Найти суммарную поверхность 2 г платины, раздробленной
на правильные кубики с длиной ребра, равной 10-6 см, если плотность
платины равна 21,4 г/см3
Ответ: 5,608•103 м2
Задача 1.71 Найти суммарную поверхность 1 г золота, раздробленного
на правильные кубики с длиной ребра, равной 5•10-7 см. Плотность золота
19,3 г/см3.
Ответ: 62,2 м2
Задача 1.72 Золь ртути состоит из частиц шарообразной формы
диаметром 6•10-6 см. Чему равна поверхность частиц, образующихся из 0,5
см3 ртути?
Ответ: 51,0 м2
Задача 1.73 Допуская, что в коллоидном растворе серебра каждая
частица представляет собой куб с длиной ребра 4•10-6 см и плотностью 10,5
г/см3, рассчитать: а) сколько коллоидных частиц может получиться из 0,1 г
серебра; б) чему равна общая поверхность всех серебряных частиц.
Ответ: 1,49•1014 частиц; 1,43 м2
Задача 1.74 Пористость угольной таблетки массой 1 г, радиусом r =
0,5•10-2м равна 80%. Вычислить, за какое время можно отфильтровать 1 дм 3
воды, используя таблетку в качестве фильтра и поддерживая постоянный
2
38
перепад давления на высоте h = 1,5•10-1 м. Плотность и вязкость воды равны,
соответственно, 1•103 кг/м3 и 1•10-3 Нс/м2, проницаемость к = 10-10 м2.
Ответ: 265 мин.
Задача 1.75 Вычислить насыпную плотность измельченного рудного
материала, если общая пористость (Па) составляет 40%, а межзерновая (Пм3)
20%. Истинная плотность руды ρи = 3,0 г/см3
Ответ: 1,44•103 кг/м3
Задача 1.76 Вычислить общую пористость и удельную поверхность в
2
м /кг угольного кубика размером 1•1•1 (см) массой М = 1,5 г, если истинная
плотность угля составляет 1,8 г/см3, а радиус сферических частиц, из которых
спрессован кубик, r = 10-6 см.
Ответ: 17%, 1,66· 105 м2/кг
Задача 1.77 Золь ртути состоит из шариков диаметром 6· 10-6 см. Чему
равны: а) суммарная поверхность частиц; б) общее число частиц в растворе
при дроблении 1 г ртути? Плотность ртути 13,546 г/см3.
Ответ: 7,4 м2; 6,53· 1014 частиц.
Задача 1.78 Во сколько раз возрастет поверхность частиц в результате
дробления кубика серебра, длина ребра которого равна 0,5 см, до частиц
кубической формы с ребром 5· 10-6 см. Плотность серебра 10,5 г/см3.
Ответ: Поверхность увеличится в 105 раз.
Задача 1.79 Раствор коллоидной камфары содержит в 1 см3 200 млн.
шариков камфоры диаметром около 10-4 см. Подсчитать общую поверхность
камфоры в 200 см3 такого раствора.
Ответ: 0,1256 м2
Задача 1.80 Найти поверхностный избыток (кмоль/м2) для водных
растворов фенола при 20°С на основании приведенных величин
поверхностного натяжения.
Концентрация фенола, кмоль/м3
Поверхностное натяжение, н/м
0,0156
58,2· 10-3
0,0625
43,3· 10-3
Ответ: Г1 = 5,973· 10-9 кмоль/м2; Г2 = 1,209· 10-8 кмоль/м2
Задача 1.81 Определить поверхностный избыток (кмоль/м2) для водных
растворов изовалерьяновой кислоты при 15°С, пользуясь следующими
данными:
Концентрация кислоты, кмоль/м3
0,0312
0,25
-3
Поверхностное натяжение, н/м
57,5· 10
35,0· 10-3
Ответ: Г1 = 6,679· 10-9 кмоль/м2; Г2 = 1,607· 10-8 кмоль/м2
1.2.2. Взаимодействие на границе раздела твёрдое - жидкое - газ
Свойства поверхностей раздела между контактирующими фазами и
явления на этих поверхностях составляют научную основу целого ряда
39
технологических процессов (добыча руд полезных ископаемых, дробление
руд, сгущение пульпы, эмульгирование, флотация и др.).
Согласно концепции Дж. Гиббса, граница между фазами
рассматривается как некоторый промежуточный слой, названный
поверхностным слоем. В конденсированных системах (жидких и твердых)
такой переходный слой состоит из нескольких десятков атомных слоев.
Специфические свойства поверхностного слоя связаны с тем, что
энергия каждой отдельно взятой частицы на поверхности раздела фаз
отличается от энергии такой же частицы, находящейся в объеме фазы.
Некомпенсированную часть энергии называют свободной поверхностной
энергией частицы Fw . Величина этой энергии определяется как произведение
поверхностного натяжения σ на величину площади поверхности раздела фаз
ω:
Fw = σ ⋅ w
(1.36)
По
второму
закону
термодинамики
во
всякой
системе
самопроизвольный процесс идет в направлении уменьшения энергии. Так,
при слиянии (коалесценции) мелких капель в крупные общая поверхность
капель уменьшается и, следовательно, уменьшается свободная поверхностная
энергия системы (самопроизвольный процесс). Дробление руды
сопровождается увеличением площади поверхности раздела фаз, что
вызывает повышение поверхностной энергии (не самопроизвольный
процесс).
Мерой свободной поверхностной энергии единицы поверхности, как
следует из уравнения (1.36), является поверхностное натяжение.
Применительно к границам раздела фаз жидкость – твёрдое (Ж-Т) и жидкость
– жидкость (Ж1-Ж2 ) σ — называют межфазным натяжением, а для границы
жидкость – газ (Ж-Г) – поверхностным натяжением.
Смачивание твёрдой поверхности жидкостью
В результате взаимодействия на границе раздела нескольких фаз
(обычно трёх) происходит смачивание твёрдой поверхности жидкостью или
несмачивание.
Для получения количественной оценки смачивания рассмотрим систему
Ж-Т-Г в состоянии равновесия (рис. 1.3). Заметим, что твёрдая поверхность
гладкая и жидкость с ней химически не взаимодействует.
Проецируя силы Fi на горизонтальную ось и полагая при l = 1 (l —
длинна периметра смачивания), F = σ получим уравнение Юнга:
cos θ = (σ
m− г
40
−σ
ж− т
) /σ
ж− г
(1.37)
Рис. 1.3. Схема действия сил в системе Т-Ж-Г.
Угол θ — равновесная термодинамическая величина, отражающая
поведение жидкости на твёрдой поверхности. Этот угол характеризует
взаимодействие на границе раздела трёх фаз и является критерием
смачивания твёрдой поверхности жидкостью.
На рисунке схематично показаны контуры жидкой капли и газового
пузырька в случае смачивания поверхности жидкостью (рис.1.3., б) и
несмачивания (рис. 1.3., а).
Проведём анализ уравнения (1.37), рассмотрев два характерных случая:
1) σт-г > σж-г, тогда cosθ > 0 и 0° < θ < 90°. При этом условии жидкость
частично смачивает поверхность твёрдого тела;
2) σт-г < σж-г, тогда cosθ < 0 и 90° < θ < 180°. При этом условии
поверхность твёрдого тела частично гидрофобная.
3) При θ = 0° поверхность гидрофильная.
4) При θ = 180° поверхность гидрофобная.
Для сравнительной оценки смачивания твердых поверхностей
жидкостями обычно проводят сопоставление смачивания этих поверхностей
водой.
Г и д р о ф и л ь н у ю (смачиваемую водой) поверхность имеют
оксиды и гидроксиды металлов, силикаты и карбонаты металлов.
Гидрофильная поверхность минерала характеризуется преобладанием на ней
ненасыщенных ионных, атомных или полярных связей. В результате такая
поверхность активно взаимодействует с молекулами воды.
Г и д р о ф о б н о й (не смачиваемой водой) поверхностью обладают
сульфиды металлов, органические соединения с большим содержанием
углеводородных групп. Гидрофобная поверхность минерала отличается
41
преобладанием на ней ненасыщенных молекулярных связей, слабо
взаимодействующих с водой.
Процесс избирательного смачивания разделяемых минералов лежит в
основе флотационных методов обогащения руд. Для проведения пенной
флотации измельчённую породу перемешивают с водой до получения
водоминеральной суспензии (пульпы). Через пульпу пропускают поток
пузырьков воздуха. Частицы пустой породы, хорошо смачиваемые водой
(кварц, алюмосиликаты), остаются во взвешенном состоянии. Частицы
полезных минералов, например, сульфидов, плохо смачиваемые водой,
«прилипают» к воздушным пузырькам и всплывают с ними на поверхность.
В пульпу вводят специальные поверхностно-активные реагенты —
собиратели (жирные кислоты, спирты), которые, уменьшая величину σж-г, тем
самым увеличивают значение σж-т (см. уравнение 1.37). В результате
смачиваемость частиц ценных минералов водой понижается (повышается
гидрофобность).
Чем больше угол смачивания, тем меньше σт-г, и тем прочнее пузырек
воздуха закрепляется на частице минерала. При этом силы, стремящиеся
передвинуть линию периметра, по которой пузырек контактирует с твердой
поверхностью
(трехфазный
периметр
смачивания),
взаимно
уравновешиваются (рис.1.4), т.е.
Fт− г − Fж − т = Fж − г ⋅ cos θ
(1.38)
Рис.1.4. Схема действия сил приложенных
к агрегату частица - воздушный пузырёк
Общее уравнение, определяющее прочность прилипания пузырька газа
к поверхности твердой частицы в статических условиях, было предложено Б.
В. Кабановым и А. Н. Фрумкиным: Fпр = FА + Fл − Fr или
π ⋅ d⋅σ
ж− г
⋅ sinθ = V ⋅ ρ ⋅ g + π ⋅ d 2 / 4 ⋅ [ ( 2 ⋅ σ
42
ж− г
/ R ) − ρ ⋅ g ⋅ h] ,
(1.39)
где Fпр = π·d·σж-г·sinθ — сила прилипания пузырька, равная произведению
величины периметра смачивания π·d на значение вертикальной
составляющей поверхностного натяжения σж-г·sinθ.
Гидростатическая сила подъёма пузырька жидкостью (выталкивающая
сила Архимеда):
FА = V ⋅ ρ ⋅ g ,
где V — объем пузырька; g — ускорение свободного падения; ρ —
плотность вытесненной жидкости; Fл и Fr — соответственно, силы лапласова
и гидростатического давлений.
Разность давлений в жидкосте и газе у основания пузырька составит:
[ ( 2 ⋅ σ ж− г / R ) −
ρ ⋅ g ⋅ h] ,
(1.40)
где h — расстояние от вершины пузырька до его основания.
Давление газа во всех участках пузырька практически одинаково, а
давление воды у его основания возрастает по сравнению с давлением у
вершины на величину ρ·g·h.
Разность давлений (1.40) приводит к появлению дополнительной силы
отрыва, равной произведению, π ⋅ d 2 / 4 ⋅ [ ( 2 ⋅ σ ж − г / R ) − ρ ⋅ g ⋅ h] , т. е. разнице сил
лапласова и гидростатического давлений.
Надо отметить, что при всплывании агрегата пузырек-частица появится
сила сопротивления среды и инерционная сила. Фактически под действием
последней происходит отрыв пузырька от частицы. Динамическая задача
всплытия пузырька с частицей здесь не рассматривается.
Анализ действия сил на агрегат пузырёк-частица показывает, что отрыв
пузырька начинается с сокращения площади прилипания. При этом вода
вытесняет воздух с поверхности площади контакта (гистерезис), чему
препятствует лапласово давление газа в пузырьке, одновременно
противодействуя отрыву частицы от пузырька.
Влияние размеров частиц и пузырьков на их всплывание сложное. Как
правило, при флотации частицы (чаще их агрегаты) занимают от 1 до 2%
(бедные руды) поверхности пузырьков и до 20 — 30% (богатые руды).
Размеры флотируемых частиц лежат в диапазоне от сотых долей миллиметра
до целых.
1.2.2.1.Задачи для самостоятельного решения
Задача 1.82 В процессе электролиза при 1000 0К получено 1 кг магния
(ρ = 1,6 г/см3) в виде сферических капель радиусом 0,01 мм. Определить
суммарную площадь поверхности капель. Определить давление пара магния
над каплями, если σМg = 0,55 н/м и ρМg = 133 Па.
43
Ответ: 185 м2; 136 Па
Задача 1.83 Рассчитать суммарную поверхность пор графита
плотностью 1,3 г/см3 и пористостью 40%, если поры цилиндрической формы
радиусом 0,1 мм и высотой 0,1 мм.
Ответ: 628 см2
Задача 1.84 Рассчитать давление пара хлора в пузырьке радиусом 0,1
мм в жидком магнии с открытой поверхностью на глубине 1 м. Необходимые
свойства магния приведены в задаче 82.
Ответ: 1,26 атм. (~127500 Па)
Задача 1.85 Определить, какое давление нужно приложить к ртути (σ =
0,465 н/м), чтобы она заполнила поры силикагеля радиусом 150Å, если
краевой угол смачивания равен 145°.
Ответ: 500 атм. (5066· 104 Па)
Задача 1.86 Рассчитать давление воды при 373 0К, заполнившей поры
силикагеля радиусом 100Å, если ρ = 1 г/см3; σ = 0,070 н/м.
Ответ: 0,92 атм.; (~93200 Па)
Задача 1.87 Определить поверхностный избыток (кмоль/м2)для 20%ного раствора серной кислоты при 18°С, зная, что поверхностное натяжение
раствора кислоты указанной концентрации при 18° равно 75,2•10-3 н/м, а воды
при той же температуре –73,05•10-3 н/м. Плотность 20%-ного раствора серной
кислоты 1,143 г/см3.
Ответ: Г = –8,88•10-10 кмоль/м2
Задача 1.88 Определить поверхностный избыток (кмоль/м2) и знак его
для 20%-ного раствора едкого натра при 20°С, зная, что поверхностное
натяжение раствора щелочи указанной концентрации при 20°С равно 85,8•10-3
н/м. Плотность 20%-ного раствора едкого натра 1,219 г/см3.
Ответ: Г = –5,3•10-9 кмоль/м2
Задача 1.89 Определить поверхностный избыток (кмоль/м2) и знак его
для водного раствора ацетона при 15°С, содержащего 29г ацетона в 1л.
Поверхностное натяжение указанного раствора при 15°С равно 59,4•10-3 н/м.
Ответ: Г = 5,88•10-9 кмоль/м2
Задача 1.90 Поверхность 1 см3 активированного угля равна 1000 м2.
Какой объем аммиака при нормальных условиях может адсорбировать 125
мм3 активированного угля, если принять, что вся поверхность полностью
покрыта мономолекулярным слоем аммиака? Условно можно считать, что
поперечное сечение молекулы NH3 представляет квадрат с длиной стороны
2•10-8 см, и что при полном заполнении поверхности соседние молекулы
касаются друг друга.
Ответ: 116,3 см3
Задача 1.91 Средний радиус пор цилиндрического фильтрующего тела
(r = 0,1м, h = 0,2м), с плотностью ρ = 2 г/см3 составляет 10-3 м. Масса
фильтра МФ = 10 кг. Вычислить пористость тела в % и удельную поверхность
тела в м2/м3, считая поры цилиндрическими каналами.
44
Ответ: 2•103 м2/м3, 20,4%
Задача 1.92 Фильтрующий блок (0,3•0,3•0,3)м3 массой 9 кг упакован
сферическими частицами радиусом 10-4 м. Плотность материала ρи = 2,0•103
кг/м3. Вычислить пористость фильтра в % и удельную поверхность в м2/кг,
считая поры цилиндрическими каналами.
Ответ: 50%, 10 м2/кг
Задача 1.93 Удельная поверхность пористого полидисперсного
материала, сложенного из частиц трех размеров 10-4, 10-5, 3· 10-5 м в равных по
объему соотношениях, составляет 5· 104 м2/м3. Вычислить общую пористость
материала.
Ответ: 64%
Задача 1.94 Вычислить насыпную плотность 1 м3 измельченной руды с
истинной плотностью 3 г/см3. Межзерновая пористость (Пмз) системы 20%.
Пористостью частиц руды пренебречь.
Ответ: 1,2· 10 кг/м3
Задача 1.95 Активная поверхность активированного древесного угля
достигает 1000 м2 на 1 г угля. Рассчитать, сколько фосгена (мг) поглотится
поверхностью 10 м2 угля, если 1 г угля адсорбирует 440 см3 газа (Условия
нормальные).
Ответ: 19,44 мг
Задача 1.96 1 г силикагеля имеет активную поверхность, равную 465
2
м . Рассчитать, сколько молекул брома поглощается 1 см2 поверхности
адсорбента при адсорбции на 10 г силикагеля 5 мг брома.
Ответ: 4· 1011 молекул
Задача 1.97 На поверхность воды было нанесено несколько капель
раствора олеиновой кислоты в бензоле, содержащих 0,0061 г С17Н33СООН.
После испарения бензола олеиновая кислота равномерно распределилась по
поверхности воды. С помощью весов Лэнгмюра определили площадь
мономолекулярного слоя кислоты. Она равняется 361 см2. Определить
поперечное сечение молекулы олеиновой кислоты (в см).
Ответ: 2,78· 10-9 см
Задача 1.98 Вычислить радиус площади контакта воздушного пузырька
с твердой частицей, находящейся в воде, если величина поверхностного
натяжения σж-г = 72 мДж/м2, радиус пузырька r = 2 мм, расстояние от
вершины пузырька до его основания h = 2,2 мм, краевой угол смачивания θ
= 90°.
Ответ: 1,42 мм
Задача 1.99 Вычислить силу, способную оторвать пузырек воздуха
радиуса R = 9· 10-2 мм от твердой пластинки минерала, находящихся в воде,
если σ = 72 кДж/м2, θ = 90°.
Ответ: 4· 10-5 Н
Задача 1.100 Пузырек воздуха радиусом R = 2 мм закреплен на
твердой частице по периметру диаметром d = 0,5 мм. Расстояние от
45
вершины пузырька до его основания h = 1,8 мм. Вычислить силу,
необходимую для отрыва пузырька от частицы, если гидростатическое
давление Рr = 22 Н/м2, а поверхностное натяжение σж-г = 72· 10-3 Дж/м2.
Ответ: 10,66 Н
Задача 1.101 Какой должна быть величина σж-г, чтобы обеспечить
сцепление пузырька воздуха радиусом R = 10-4 м с частицей минерала,
если θ = 60°, а сила давления Лапласа в пузырьке составляет 0,33· 10 -4 Н.
Выталкивающей и гидростатической силой пренебречь.
Ответ: 71· 10-3 Н/м
Задача 1.102 Определить величину σт-г, если σж-г составляет 73 кДж/м2, а
значение σт-ж в 1,5 раза больше величины σж-г., θ = 90°. Величиной силы Fлх
пренебречь (см. рис. 1.4).
Ответ: 109,5 Дж/м2
Задача 1.103 Вычислить критическую величину (при отрыве)
периметра контакта воздушного пузырька радиусом R = 1 мм и твердой
частицы, находящихся в воде, если угол смачивания θ = 90°, а силу
гидростатического давления и выталкивающую силу считать равными.
Ответ: 6,28 мм
Задача 1.104 Величина лапласова давления в пузырьке газа составляет
1,8· 103 Н/м2. Вычислить силу прилипания пузырька к твердой частице, если
величина σж-г составляет 72· 10-3 Н/м, θ = 120°. Выталкивающей и
гидростатической силами пренебречь.
Ответ: 1,32· 10-5 Н
Задача 1.105 При каком из предложенных условий пузырек воздуха
закрепится на поверхности твердой частицы: sinθ < r/R, sinθ > r/R, sinθ = r/R?
Величины выталкивающей и гидростатической сил считать равными.
Ответ: Во втором случае, так как сила прилипания (Fпр) больше силы
отрыва (Fотр), и сила отрыва (Fотр) равна вертикальной составляющей силы
лапласова давления (Fул).
Задача 1.106 Капля жидкости на гладкой твердой поверхности образует
угол смачивания θ = 30°. Поверхностное натяжение σж-г = 72 мДж/м2. На
какую величину изменится разница σт-г - σж-г, если θ станет равным 45° при
том же значении σж-г.
Ответ: 11· 10-3 Дж/м2
Задача 1.107 Вычислить силу, способную оторвать пузырек воздуха от
твердой частицы, (Fотр = f(r)), если σ = 72 мН/м2, а площадь контакта фаз в
два раза меньше максимальной площади горизонтального сечения
сферического воздушного пузырька.
Ответ: 0,326г
2. ФЛОТАЦИОННЫЕ РЕАГЕНТЫ
46
2.1. КЛАССИФИКАЦИЯ ФЛОТАЦИОННЫХ РЕАГЕНТОВ
Основным рычагом управления флотационным процессом является
метод подготовки минералов к флотации, рецептура флотационных
реагентов, режим их подачи.
Воздействие реагентов на процесс флотации связано с закреплением их
на поверхности пузырьков или частиц минералов.
В большинстве случаев закрепление реагентов, как на поверхности
воздушных пузырьков, так и на минеральных частицах происходит путем
адсорбции на границе раздела фаз.
Взаимодействие реагентов с поверхностью минералов может быть
физическое или химическое, механизм взаимодействия реагентов с
поверхностью минералов еще не ясен по целому ряду реагентов. Регулятор,
являющийся в одних условиях подавителем, может оказаться других
условиях – активатором.
Реагенты, применяемые при флотации, обеспечивают высокую
избирательность, стабильность и эффективность флотационного процесса, а
также
создают
наибольшие
возможности
совершенствования
и
интенсификации этого метода обогащения. Без применения флотационных
реагентов флотация практически невозможна.
Воздействие флотационных реагентов позволяет в широком диапазоне
изменять поверхностные свойства минералов, что делает флотацию наиболее
универсальным методом обогащения.
Флотационные реагенты в зависимости от назначения делятся на:
собиратели, пенообразователи, активаторы, депрессоры и регуляторы рН
пульпы.
С о б и р а т е л и (коллекторы)
К собирателям относятся органические соединения, избирательно
воздействующие на поверхность частиц определенных минералов и
гидрофобизирующие ее. Концентрируясь на поверхности раздела минерал –
вода, собиратели гидрофобизируют частицы минерала и тем самым
обеспечивают необходимое прилипание к пузырькам.
Пенообразователи
Пенообразователи – поверхностно-активные вещества, которые,
концентрируясь на поверхности раздела вода – воздух, способствуют
сохранению воздушных пузырьков в дисперсном состоянии и препятствуют
их
коалисценции.
Пенообразователи
увеличивают
устойчивость
флотационной пены повышением стабильности минерализованного пузырька,
всплывающего на поверхность пульпы.
Регуляторы
47
Основным назначением реагентов этого класса является регулирование
действия собирателей на частицы минералов, в результате которого
повышается избирательность (селективность) флотационного процесса. В
присутствии регулятора и благодаря его воздействию собиратель
гидрофобизирует преимущественно лишь те минералы, которые должны
перейти в пену.
В одних случаях регулятор, действуя непосредственно на поверхность
определенного минерала, способствует последующему взаимодействию этого
минерала с собирателем и тем улучшает результаты флотации (активирующее
действие регулятора); в других – регулятор, наоборот, ухудшает условия
гидрофобизации минерала собирателем, что приводит к ухудшению
флотации (подавляющее действие регулятора) того или иного минерала.
Кроме того, регулятор может непосредственно влиять на устойчивость
гидратных слоев вблизи поверхности минерала и тем самым изменять его
флотируемость независимо от воздействия собирателя.
В зависимости от влияния регуляторов на флотационный процесс они
получили наименование активаторов и подавителей. В литературе часто
вместо термина «подавитель» применяют равнозначный ему термин
«депрессор». Как активаторы, так и подавители в большинстве случаев
являются неорганическими веществами.
К регуляторам относятся также реагенты, называемые регуляторами
среды. Они создают благоприятную среду для флотации одних и
неблагоприятную – для флотации других минералов. Действие этих реагентов
выражается в обеспечении необходимого для флотации ионного состава
пульпы, в изменении концентрации водородных ионов или растворимых
солей, в сохранении дисперсности частиц шламов для улучшения условий
флотации и в создании оптимальных условий для действия собирателя,
активатора и подавителя.
Классификация реагентов в известной степени условна. Так, например,
имеются собиратели, обладающие свойствами пенообразователей, и
пенообразователи, проявляющие собирательное действие. Регулятор,
являющийся в одних условиях подавителем, может оказаться в других
условиях активатором; ввиду этого правильнее говорить об активирующем
или подавляющем действии того или иного реагента-регулятора.
Прогресс в области флотационного обогащения в значительной мере
определяется совершенствованием реагентного режима, улучшением
способов использования флотационных реагентов, разработкой и внедрением
новых эффективных реагентов и их сочетаний.
2.2. Задачи для самостоятельного решения
48
Задача 2.1 Сульфидная Cu-Zn руда. Выберите собиратель и укажите
пределы его расхода.
Задача 2.2 Сульфидная Pb-Zn руда. Выберите депрессор на Zn
минералы укажите его расход.
Задача 2.3 Сульфидная Pb-Zn руда. Выберите модификаторы для
разделения свинцовых и цинковых минералов.
Задача 2.4 Сульфидная полиметаллическая руда. Выберите депрессор,
с помощью которого можно выделить все полезные минералы в одноименные
концентраты. Объясните, почему возможна такая селективная флотация.
Задача 2.5 Частично окисленная Cu-Zn руда. Выберите активатор.
Напишите реакцию, укажите расход активатора.
Задача 2.6 Сульфидная Cu-Pb руда. Выберите депрессор для галенита и
укажите его расход.
Задача 2.7 Окисленная Cu-Zn руда. Нарисуйте принципиальную схему
обогащения с указанием реагентов.
Задача 2.8 Cu-Mo руда. Выберите депрессор. Укажите его расход на
тонну исходной руды и по операции селективной флотации.
Задача 2.9 Pb-Zn-баритовая руда. Выберите депрессор для пустой
породы и собиратель для барита. Укажите их расходы.
Задача 2.10 Апатитовая руда. Выберите реагентный режим для
флотации апатита, если пустая порода представлена кварцем.
Задача 2.11 Карбонатная апатитсодержащая руда. Выберите
реагентный режим для прямой флотации апатита.
Задача 2.12 Карбонатная апатитсодержащая руда. Выберите
реагентный режим для обратной флотации апатита.
Задача 2.13 Выберите оптимальный рН и собиратель для флотации
талька.
Задача 2.14 Выберите реагентный режим для прямой флотации
графита.
Задача 2.15 Выберите реагентный режим для обратной флотации
графита, пустая порода представлена кварцем.
Задача 2.16 Выберите реагентный режим для обратной флотации угля,
пустая порода представлена сульфидами.
Задача 2.17 Выберите реагентный режим для прямой флотации угля,
пустая порода представлена кварцитами.
Задача 2.18 Выберите реагентный режим для обратной катионной
флотации угля. Пустая порода, в основном, представлена кварцитами.
Задача 2.19 Гематитовая руда, пустая порода представлена кварцем.
Составьте реагентный режим для прямой флотации.
Задача 2.20 Гематитовая руда, пустая порода представлена кварцем.
Составьте реагентный режим для обратной флотации.
49
Задача 2.21 Гематитовая руда. Пустая порода представлена кварцем.
Составьте реагентный режим для обратной катионной флотации.
Задача 2.22 Фосфатно-пирохлоровая руда. Составьте режим для
прямой флотации пирохлора катионным собирателем.
Задача 2.23 Фосфатно-пирохлоровая руда. Составьте режим для
прямой флотации пирохлора анионным собирателем.
Задача 2.24 Фосфатно-пирохлоровая руда. Составьте режим для
обратной флотации пирохлора.
Задача 2.25 Хромитовая руда. Пустая порода представлена
серпентином и оливином. Составьте режим для прямой анионной флотации
хромита.
Задача 2.26 Хромитовая руда. Пустая порода представлена
серпентином и оливином. Составьте режим для обратной катионной
флотации хромита.
Задача 2.27 Марганцевая руда. Флотируются шламы (минус 0,1 мм)
гравитационного обогащения. Пустая порода представлена кварцем,
полевыми шпатами, глиной и карбонатами. Составьте режим прямой
анионной флотации.
Задача 2.28 Титансодержащая руда. Составьте режим прямой флотации
ильменита.
Задача 2.29 Титансодержащая руда. Составьте режим обратной
флотации ильменита.
Задача 2.30 Мелкоразмерная слюдяная руда. Составьте режим
флотации.
Задача 2.31 Сульфидная Cu-Pb-Zn руда. Пустая порода представлена
кварцем. Выберите и объясните условия депрессии кварца.
Задача 2.32 Cu-Pb-пиритная руда. Выберите режим депрессии пирита.
Задача 2.33 Частично окисленная Cu-Pb-Zn руда. Выберите активатор.
Задача 2.34 Cu-Pb концентрат выберите депрессор для его разделения.
Задача 2.35 Cu-Mo руда. Пустая порода представлена кварцем, есть
окисленные минералы меди. Выберите модификатор и укажите его расходы.
3. ПРАКТИКА ФЛОТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ
ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
3.1. ФЛОТАЦИЯ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ С АПОЛЯРНЫМИ
НЕСУЛЬФИДНЫМИ МИНЕРАЛАМИ
К ископаемым данной группы относятся каменные угли, графит,
самородная сера и тальк. Их флотационные свойства определяются в
основном высокой естественной гидрофобностью поверхности частиц.
Краевые углы смачивания этих минералов колеблются в пределах 50 – 90°.
50
Другими, менее значимыми для флотации свойствами являются относительно
небольшая плотность и незначительная твердость (табл. 3.1).
Таблица 3.1
Свойства аполярных несульфидных минералов, определяющих их поведение при
флотации
Краевой угол
Твердость (по шкале
Минералы
Плотность, г /см3
смачивания, град
Мооса )
Каменный уголь
70-90
1,2-1,4
2-3,5
Графит
55-75
2,15
1-2
Самородная сера
75-85
2,05
1,5-2,5
Тальк
52-69
2,7
1,0
Все эти свойства аполярных несульфидных минералов обуславливают
следующие особенности их флотации.
1. Высокая природная гидрофобность позволяет осуществлять
флотацию при сравнительно простом реагентном режиме с применением
пенообразователей и малорастворимых в воде реагентов- масел.
2. Большая прочность прилипания аполярных несульфидных минералов
к воздушным пузырькам наряду с небольшой плотностью позволяет
флотировать сравнительно крупные их частицы.
3. Образование значительного количества тонких шламов при добыче и
измельчении может в отдельных случаях осложнять флотацию
3.2. ФЛОТАЦИЯ СУЛЬФИДНЫХ РУД
3.2.1. Флотация медных руд
Наиболее важные в промышленном отношении следующие медные
сульфиды: халькопирит (медный колчедан) CuFeS2, халькозин (медный
блеск) Cu2S, борнит Cu3FeS2, или Cu3FeS2•Cu2S, ковеллин CuS. Нередко в руде
присутствуют несколько медных сульфидов.
Постоянным спутником медных сульфидов является, прежде всего,
пирит, реже пирротин. В качестве нерудных минералов следует назвать
кварц, силикаты, серицит, барит и другие минералы, которые нередко
находятся в рудах в тесном срастании с сульфидами. При значительном числе
типов медных руд следует выделить: сплошные колчеданные (сплошные
сульфидные) руды и вкрапленные (порфировые) руды. Первые руды
характеризуются преобладанием сульфидов, особенно пирита.
В последнее время применяют вместо отдельных собирателей их
сочетания (например, бутиловый и изопропиловый ксантогенаты, ксантогенат
и дитиофосфат). Применение дитиофосфатов позволяет получить медный
концентрат более чистый по пириту.
51
Для медной флотации часто применяют в качестве собирателя
ксантогенаты. Синтетические реагенты – пенообразователи все более
вытесняют сосновое масло. Замена соснового масла синтетическими
реагентами проявляется не только на медных фабриках, но и вообще при
флотации сульфидных руд.
В качестве примера рассмотрим Джезказганскую медную фабрику, на
которую поступает тонковкрапленная медная руда типа медистых
песчаников. Основными рудными минералами являются борнит, халькозин и
халькопирит, нерудные : кварц, полевой шпат и кальцит. Дробленая руда 20-0
мм измельчается в две стадии до крупности 62-65% класса –0,074 мм перед
флотацией, концентрат которой перечищается в трех перечистках.
Концентрат первой перечистки доизмельчается до крупности 80% класса –
0,074 мм. Доизмельчению (совместному) подвергаются также (до крупности
85% класс –0,074 мм) промпродукты I перечистки и контрольной флотации.
Расход реагентов: машинного масла 200 г/т (в виде водной ультразвуковой
эмульсии), бутилового ксантогената 50 г/т и флотомасла 75 г/т
(пенообразователь). В основную флотацию подают 40% ксантогената и 60%
флотомасла, в контрольную флотацию – машинное масло и остальную часть
ксантогената и флотомасла.
В дальнейшем фабрика перешла на сложную схему: с раздельной
флотацией песков и шламов. Операции доизмельчения прмпродуктов
сохранились, так же как и тонкость помола. Реагентный режим изменился:
150 г/т машинного масла, 40 г/т сернистого натрия, 50 г/т спирта, количество
ксантогената не изменилось. В результате (при несколько сниженной
производительности фабрики – на 5% и понижении расхода машинного масла
на 25%) извлечение меди увеличилось на 1% притом же качестве
концентрата. При флотации сплошных сульфидных руд с применением
сульфгидрильных собирателей поддерживают рН равным 11, т. е. выше, чем
при вкрапленных. Если же вначале ведут коллективную флотацию медных и
железных сульфидов, то рН не должно превышать 7,5. Для селективного
разделения медно-пиритных концентратов принимают рН равным 11 и выше,
причем депрессия пирита осуществляется совместным применением извести
и цианида. Расход цианида не может быть значительным, так как это
приведет к депрессии медных сульфидов. В отдельных случаях практикуют
полуколлективную флотацию (при рН = 8,5 - 9,2).
3.2.2. Флотация медно-молибденовых и молибденовых руд
Основным промышленным минералом молибдена является молибденит
MoS2 (60% Mo, плотность 4,8 г/см3, твердость 1). Молибденит принадлежит к
числу весьма легкофлотирующихся сульфидов. Высокая природная
гидрофобность молибденита позволяет эффективно флотировать его
аполярными собирателями (керосин, углеводородные масла). Хорошо
52
флотируется он и ксантогенатами. Часто молибденит содержит значительные
включения рения (до 20 г/т), что увеличивает его ценность. Флотируемости
молибденита способствует его чешуйчатое строение. Для флотации чисто
молибденовых руд, содержащих MoS2 и всегда некоторое количество пирита
и других сульфидов, выгодно применять апполярные собиратели,
обеспечивающие получение чистых по меди и другим примесям
концентратов. При флотации молибденовых руд применяют для депрессии
галенита, медных сульфидов и пирита реагенты: известь, цианид, сернистый
натрий и другие регуляторы.
Важно иметь в виду большую склонность молибденита к
переизмельчению.
При флотации медно-молибденовых руд обычно сначала получают
коллективный медно-молибденовый концентрат.
В качестве собирателя сульфидов меди и молибдена в коллективном цикле
применяют ксантогенаты, дитиофосфаты, диксантогениды, минереки, реагент
Z-200 и аполярные масла, из которых чаще всего используют топливные масла
и керосин, подаваемые в виде эмульсии. В качестве пенообразователей
применяют спиртовые реагенты, пенообразующее действие которых изменяется
незначительно в присутствии аполярных собирателей. Из таких
пенообразователей
наиболее
распространены
сосновое
масло,
метилизобутилкарбинол, ОПСБ, дауфрос-250 и их сочетание с общим расходом
от 15 до 40 г/т [ 16 ].
Ультразвуковое эмульгирование пенообразователя или
виброакустическая обработка смеси его с собирателем аэрозольная подача
пенообразователя в колонну позволяют повысить его эффективность
действия и извлечение металлов при снижении расхода реагентов.
При флотации используется, как правило, сочетание нескольких
собирателей при комбинации сильного со слабым. В качестве сильного
собирателя обычно используют ксантогенаты, в качестве слабого собирателя
— аэрофлоты и реагент Z-200 [ 16 ]Следует учитывать при этом, что длинноцепочечные ксантогенаты С5—С7 являются эффективными собирателями
крупных частиц сульфидов меди и молибдена, а аэрофлоты с длиной цепи С10—
С12, напротив, более эффективно флотируют тонкие частицы сульфидов.
Применение смеси ксантогенатов с карбамидом позволяет повысить извлечение
благородных металлов на 3—5 % причем карбамид растворяется и подается на
флотацию вместе с ксантогенатом. Последние годы возросло применение при
коллективной медно-молибденовой флотации более селективных собирателей:
содового аэрофлота или этилового ксантогената обычно в сочетании с
диксантогенидом, минереком, тиоангидридом ксантогеновых кислот (например,
СЦМ-2), тиоэфиром ксантогеновых кислот (например, реагентом 5-3302) или
диалкилтионокарбаматом (например, реагентом Z-200). Такие сочетания,
относительно слабофлотирующие пирит, позволяют увеличить извлечение
53
молибдена в коллективный концентрат и обеспечивают более эффективное его
последующее разделение на медный и молибденовый концентраты[ 16 ].
Так, например, применение аллилового эфира амилксантогеновой
кислоты (реагента S-3302) на фабрике «Сан-Мануэль» повысило извлечение
молибдена в коллективный концентрат на 10 %, а на фабрике «Токепала» —
на 6 %. Исследованиями Курочкина и др. показано, что аллиловый эфир
бутилксантогеновой кислоты (АБ-1) при флотации медно-молибденовых руд
более селективен, чем керосин, и его применение дает возможность не только
улучшить показатели коллективной и селективной флотации, но и снизить
расход сернистого натрия при разделении медно-молибденовых
концентратов.
Коллективный концентрат подвергается селекции различными
методами.
В России применяется разработанный нашими исследователями метод,
основанный на селекции коллективного медно-молибденового концентрата
сернистым натрием в известковой среде (иногда с применением других
регуляторов), с депрессией всех сульфидов и переходом в пену молибденита.
Существуют и другие методы:
1.
Пропарка или обжиг коллективного концентрата для
избирательного разрушения адсорбционного покрытия собирателя на медных
сульфидах с последующей флотацией молибденита апполярным собирателем;
депрессия молибденита крахмалом или другими органическими коллоидами с
последующим переводом в пену других сульфидов;
2.
Флотация молибденита аполярными реагентами с депрессией
медных сульфидов ферро- или феррицианидами в слабощелочной среде;
3.
Флотация молибденита аполярными собирателями при депрессии
медных сульфидов окислителями (гипохлорит, перекись водорода и др.).
Таким образом для разделения коллективных медно-молибденовых концентратов используются методы, основанные на депрессии как молибденита, так и
сульфидов меди и железа. На большинстве фабрик они основаны на депрессии
сульфидов меди и флотации молибденита .
Важнейшими задачами при получении и доводке медно-молибденовых
концентратов являются обеспечение эффективной депрессии флотации
сульфидов железа и доизвлечение в концентрат всегда присутствующих в
сульфидных рудах оксидов и окисленных с поверхности сульфидов меди. Для
этого необходима оптимизация расходов извести, как депрессора сульфидов
железа, и сернистого натрия, как сульфидизатора медных минералов,
вследствие неоднородности вещественного состава перерабатываемых руд и
разной их поглотительной способности по отношению к реагентам[ 16 ].
Эффективность того или иного метода определяется минералогическим
составом и другими особенностями руды и выявляется специальными
исследованиями.
54
Цикл медно-молибденового разделения включает обычно основную и
контрольную флотации, 1—2 операции доизмельчения, 6—11 перечисток
концентрата. Основная и контрольная флотации проводятся в плотных пульпах,
иногда до 40 % твердого, а перечистки молибденового концентрата - в
разбавленных.
В любом случае для флотации молибденовых и медно-молибденовых
руд характерно значительное число перечистных операций для концентратов,
связанных с низким содержанием молибдена в рудах и высокими
требованиями к молибденовым концентратам, которые должны быть
богатыми по молибдену (30-50%) и чистыми по примесям (особенно по
фосфору, мышьяку и олову). Меди в молибденовом концентрате должно быть
не более 0,5-5% (для разных сортов), но так как медь практически всегда
сопутствует молибдену, выдержать эти требования не всегда легко. При
недостаточно высоком содержании молибдена в концентрате его иногда
подвергают обжигу до МоО3, обработке содой для превращения в
водорастворимый молибдат натрия, очистке раствора от примесей,
осаждению молибдена в виде молибдата кальция СаМоО4, являющегося
продуктом, пригодным для получения легированных сталей.
Примером флотации молибденита из практически чисто молибденовой
руды может служить крупнейшая в мире молибденовая фабрика «Клаймакс»
(Колорадо, США),из медно-молибденовых руд - <<Алмалыкская >> фабрика
(Узбекистан), являющаяся одной из крупнейших фабрик этого типа руд и
<<Балхашская>>, которая является одной из крупнейших медномолибденовых фабрик в СНГ.
3.2.3. Флотация медно-цинковых, свинцово-цинковых и свинцовомедно-цинковых руд
При флотации медно-цинковых руд технология предусматривает
разделение медных сульфидов и сфалерита. При достаточно высоком
содержании и ценности железных сульфидов предусматривается также
выделение в отдельный концентрат пирита (или пирротина). При флотации
свинцово-цинковых (или свинцово-медно-цинковых) руд наиболее важным
является эффективная селекция галенита и сфалерита с получением
свинцового и цинкового концентратов, а также селекции галенита и медных
сульфидов, сфалерита и железных сульфидов.
Медно-цинковые руды. К основным сульфидным минералам этих руд
относятся халькопирит, халькозин (реже борнит), сфалерит, пирит, пирротин.
Разделение меди и цинка при флотации диктуется значительными потерями
последнего при отражательной плавке медных концентратов. При
переработке цинковых концентратов гидрометаллургическим методом медь
приходится удалять перед электролизом, что усложняет очистку электролита.
Наиболее сложным узлом технологии флотации медно-цинковых руд
55
является разделение медных сульфидов от сфалерита, причем получение
медных концентратов чистых по цинку значительно сложнее, чем цинковых
концентратов чистых по меди. Это связано с легкой активацией ZnS ионами
меди, образующимися в значительных количествах при окислении медных
сульфидов в процессе флотации и измельчения руды. Кроме того, наиболее
эффективные депрессоры цинковой обманки при известной концентрации
депрессируют и медные сульфиды. Часто цинковая обманка активируется
медью уже в самом месторождении.
В литературе имеются указания, что концентрация цианида,
обеспечивающая депрессию медного сульфида, растет примерно
пропорционально содержанию в нем меди. Это видно из следующих данных
о содержании меди в сульфидах и концентрации цианида, вызывающих их
депрессию (табл. 3.2).
Таблица 3.2
Необходимая концентрация цианида для депрессии медных минералов
Минерал
Содержание меди,%
Концентрация цианида,
мг/л
Халькопирит
34,5
0,4
Борнит
55,5
7,0
Ковеллин
66,4
34,0
Халькозин
79,8
180,0
Флотацию медно-цинковых руд ведут обычно при рН = 8,5-9,5,
создаваемым известью, содой или едким натром. Чаще всего для депрессии
цинковой обманки используют цианид или цианид с цинковым купоросом
(расходы 0,1 кг/т при рН = 9,5 или соответственно 0,1 и 0,2 кг/т). В немногих
случаях может быть применен один цинковый купорос (0,5 кг/т, рН = 9-9,4).
Иногда эффективным является применение одного сернистого натрия (или
Na2S совместно с цианидом). Достоинствами Na2S и ZnSO4 в сравнении с
цианидом являются меньшая токсичность и отсутствие потерь золота
вследствие растворения цианидом. Кроме того, Na2S осаждает ионы меди и
снижает активацию ZnS. Действие Na2S, однако, слабее, чем цианида.
Для
флотации
медно-цинковых
руд
применяют
обычно
сульфгидрильные собиратели, их сочетания и пенообразователи. Известковоцианистый реагентный режим в ряде случае эффективнее содово-цианистого.
Активацию депрессированых ZnS и FeS2 ведут с CuSO4, а их селекцию
депрессией пирита известью.
Типичными для отечественной практики флотации медно-цинковых
руд являются фабрики Урала: Красноуральская (руды месторождений им. III
Интернационала
и
Учалинского),
Среднеуральская
(Дегтярское
месторождение), Кировоградская, Карабашская, Учалинская, Сибайская.
Уральские медно-цинковые руды являются сложными для обогащения. Они
отличаются тонким прорастанием сульфидов меди, цинка, и железа и
высоким содержанием пирита, а в рудах верхних горизонтов - вторичных
56
медных сульфидов, интенсивно активирующих сфалерит. В результате
проведения больших исследовательских работ (особенно институтом
Уралмеханобр и работниками обогатительных фабрик Урала) в последние
годы
удалось
значительно
повысить
показатели
флотации.
Для уральских фабрик характерны развитые технологические схемы с
доизмельчением концентратов и промпродуктов. Так, например, медноцинковые руды месторождения им. III Интернационала на Красноуральской
фабрике флотируются в среде, близкой к нейтральной (естественной), с
выделением в коллективный концентрат всех сульфидов меди, цинка и
пирита при последующем доизмельчении (в отдельных циклах)
коллективного концентрата и промпродуктов. В дальнейшем проводится
селекция коллективного концентрата. Перед коллективной медно-цинковой
флотацией измельчение ведут до 70% минус 74 мкм. Коллективный
концентрат доизмельчается до 80% минус 43 мкм перед перечисткой и до
86% минус 43 мкм перед селекцией.
Для уральских руд характерным является также содержание в них
золота в свободном виде и ассоциированного с сульфидами (медными и
пиритом). Свободное золото улавливается чаще всего в циклах измельчения
гидравлическими ловушками, тонкое золото – флотацией. Содержание
пирита в рудах высокое и доходит до 60% и более. Ввиду этого на многих
фабриках Урала кроме медного и цинкового выделяются еще и пиритные
концентраты. Присутствие в них довольно значительных количеств золота
делает их пригодными не только для получения H2SO4, но и для извлечения
золота из пиритных огарков.
Для некоторых зарубежных (особенно канадских) обогатительных
фабрик характерно присутствие в руде кроме медных сульфидов, пирита и
сфалерита, еще и пирротина (фабрики «Квемонт» и «Норанда»), наличие
которого усложняет селекцию меди и цинка. На этих фабриках используется
легкая окисляемость пирротина. На фабрике «Квемонт», например,
предусмотрена схема с интенсивной аэрацией пульпы в содовой среде в
присутствии сульфида натрия и цианида (перед медной и цинковой
флотацией), что обеспечивает депрессию пирротина и достаточно полное
отделение его от меди и цинка (для этого же аэрация пульпы используется на
медно-пиритно-пирротиновой фабрике «Норанда» в Канаде). Получаемый
медный концентрат содержит 19% меди и 3,65% цинка при извлечении меди
93,2%. В цинковом концентрате содержится 51% цинка при извлечении 75%.
На некоторых зарубежных фабриках вместо цианида для депрессии
цинковой обманки и пирита в присутствии халькопирита применяют
сернистую кислоту (в виде сернистого газа, получаемого при обжиге пирита),
которая не только депрессируют сфалерит и пирит, но и активирует
халькопирит, очищая его от поверхностных окислов железа. Кроме того,
будучи восстановителем, сернистая кислота препятствует окислению медных
57
сульфидов и переходу в раствор ионов меди, нарушающих селекцию медных
сульфидов и цинковой обманки.
Свинцово-цинковые и медно-свинцово-цинковые руды. При
флотации данных руд приходится решать задачи селекции галенита и
сфалерита, а также галенита и медных сульфидов. Во многих случаях (когда в
руде содержится медь) необходимо еще и выделение медного концентрата,
причем наиболее рациональным методом, здесь, обычно является
первоначальное объединение галенита и медных сульфидов в общем
концентрате, который затем подвергается селекции. Если содержание меди в
руде невелико и выделять её в отдельный концентрат (по условиям
металлургического передела) невыгодно, целесообразно имеющуюся в руде
медь выводить в свинцовый концентрат. То же следует сказать и о пирите,
который при небольших его количествах обычно переводят в свинцовый
концентрат, особенно если с пиритом ассоциированы благородные металлы.
При наличии в руде свободного золота, оно обычно выделяется на аппаратах
гравитационного обогащения (отсадочные машины, шлюзы, ловушки). Кроме
сульфидов в рассматриваемых рудах иногда присутствует значительное
количество барита, который выделяют флотацией из хвостов сульфидной
флотации с применением оксигидрильных собирателей. Схемы флотации
могут быть схемами коллективной флотации с последующей селекцией
коллективных
(свинцово-цинковых
или
свинцово-медно-цинковых)
концентратов или схемами последовательного выделения сульфидов в
мономинеральные концентраты. Могут быть и промежуточные варианты.
Все, что говорилось о стадиальной флотации ранее, применимо и к данным
рудам.
Ввиду высокой флотируемости PbS и, как правило, его более низкого
содержания в рудах, чем ZnS, обычно при прямой селективной флотации
сначала флотируют PbS при депрессированной ZnS. Затем введением
реагентов активаторов восстанавливают флотируемость цинковой обманки и
ведут цинковую флотацию.
На
фабриках
«Алмалыкская»,
«Буггеру»,
«Мамели»,
«Миргалимсайская», «Монт Агруксо» селективную флотацию сульфидных
минералов свинца из сульфидных и смешанных свинцово-цинковых руд и
коллективных концентратов проводят обычно с применением в качестве
депрессоров сульфидов цинка и железа цианида (2-100 г/т) и цинкового
купороса (30-700 г/т) в режиме Шеридана – Гризволда. При наличии в рудах
сфалерита и пирита с низкой флотационной активностью иногда бывает
достаточно ввести в процесс немного цианида, извести и флотировать
свинцовые минералы при низком расходе слабых собирателей. Подавление
флотации сульфидов цинка, обладающих естественной флотируемостью, при
селективной флотации свинцово-цинковых руд достигают применением
смеси цианида с железным купоросом [ 17 ].
58
В большинстве случаев свинцовую флотацию ведут в слабощелочной,
оптимальной для депрессии сульфидов цинка и железа цианидами среде (рН
7 - 9), создаваемой обычно содой (100-300 г/т) и реже известью, чтобы
исключить некоторую депрессию галенита, особенно окисленного с
поверхности. Сода, подаваемая в измельчение, эффективнее извести еще и
потому, что она способствует и предотвращению активации сульфидных
цинковых минералов солями свинца. Чаще цинковый купорос и цианид
подают непосредственно в основную свинцовую флотацию.
3.3. ФЛОТАЦИЯ РУД С ПОЛЯРНЫМИ НЕСУЛЬФИДНЫМИ
МИНЕРАЛАМИ
В группу полярных несульфидных минералов входят соединения с щ,
барит, шеелит, повелит, магнезит, кальцит, доломит и др. Ясно выраженный
ионный характер связи в кристаллической решетке этих минералов
обуславливает их высокую химическую активность по отношению к
собирателям анионного типа и вместе с тем их повышенную способность к
гидратации. Высокая растворимость в воде ксантогенатов и дитиофосфатов
щелочноземельных металлов хорошо объясняет полное отсутствие у них
собирательных свойств по отношению к этим минералам. Напротив,
анионные собиратели с карбоксильной солидофильной группой (мыла,
органические кислоты), а также с сульфогруппой (алкилсульфаты и др.)
образуют с щелочноземельными катионами весьма труднорастворимые
соединения и являются активными собирателями для минералов данной
группы.
Ввиду
близости
флотационных
свойств
минералов
с
щелочноземельными катионами их селективное разделение является
сложным. Особенно трудна селекция минералов с одинаковыми катионами в
кристаллической решетке (например, кальцита и шеелита, кальцита и
флюорита, флюорита и шеелита и др.).
В.А. Мокроусовым показано, что избирательность воздействия жидкого
стекла может быть резко увеличена, если совместно с жидким стеклом в
пульпу вводить растворимые соли алюминия.
Введение в пульпу солей алюминия, меди или железа усиливает
избирательность действия жидкого стекла на кальцит, флюорит и другие
кальциевые минералы, при этом кальцит подавляется сильнее. Опыты
показали, что сульфат, фторид и нитрат алюминия действуют при флотации
примерно одинаково. Следовательно, их действие связано с катионами и не
зависит от состава анионов солей.
Разделение минералов с щелочноземельными катионами и отделение их
от других несульфидных минералов осуществляется применением селективно
действующих регуляторов, в число которых входят силикат натрия,
органические регуляторы из группы дубильных экстрактов (например, танин,
59
декстрин и др.), большое значение имеет также подбор оптимальной
концентрации водородных ионов в пульпе.
3.3.1. Флотация флюоритовых руд
Флюорит CaF2 имеет большое значение для химической
промышленности (получение плавиковой кислоты и ее солей), цветной
металлургии (приготовление криолита, необходимого при электролизе
алюминия). В этих случаях требуемое содержание флюоритов в концентрате
достигает 95% и выше. Такие концентраты получаются только с помощью
флотации.
Флотационное разделение флюорита от силикатных минералов пустой
породы и кварца не представляет труда. В этих случаях достаточно
применение карбоксильных собирателей и подавителя типа силиката натрия.
Гораздо сложнее выделение флюорита из карбонатных руд. Здесь требуется
более сложный реагентный режим. Для повышения избирательности
флотации в последнем случае применяют смесь жидкого стекла с солями
поливалентных металлов (например, нитрата алюминия), а также
лигносульфонаты, декстрин и им подобные органические реагентырегуляторы.
Флотация кварц-флюоритовых руд осуществляется по простой схеме,
состоящей из основной, контрольной и перечистных операций. В тех случаях,
когда в руде присутствуют сульфидные минералы (чаще всего пирит), они
выделяются в пенный продукт в первых камерах с помощью ксантогенатов,
иногда после предварительной сульфидизации. Например, Той–Тюбинская
фабрика,
перерабатывающая
сульфидно-флюоритовые
руды
Чибаргатинского, Наугарзанского и Чигалинского месторождений, а также
Такобская фабрика. На последней получается богатый свинцовый
концентрат.
При обогащении барито-флюоритовых руд барит обычно вначале
выделяется с помощью гравитационного обогащения (отсадкой). Существует
два варианта флотационного разделения барита и флюорита. В первом случае
при содержании в руде барита 5-20% флотируют флюорит с помощью
жирных кислот, а барит подавляют различными реагентами –
лигносульфонатами, фтористым натрием, декстрином. Более богатые по
бариту руды чаще обогащают, флотируя барит алкилсульфатами, при
подавлении флюорита лимонной кислотой.
Обогатительные фабрики, перерабатывающие кальцита–флюоритовые
руды (Ярославская, Кяхтинская и др.) применяют подавление кальцита
кислым жидким стеклом, сочетанием жидкого стекла с солями тяжелых
металлов и кремнефтористого натрия, органическим подавителем.
60
3.3.2. Флотация апатита и фосфоритов
Апатит – минерал с переменным количеством хлора и фтора. В общем
виде выражается формулой Ca5(PO4)3.R, где R – F или Cl. Чаще встречается
апатит с преобладанием фтора (фторапатит). Теоретическое содержание Р2О5
во фторапатите 42,3%. В апатитовых рудах, являющихся основным сырьем
для производства фосфорных удобрений, часто кроме апатита содержится
нефелин, эгирин, сфен, титаномагнетит и другие минералы. Апатит чаще
всего встречается в изверженных породах. Апатитовый концентрат руд
разных месторождений должен содержать 35–39,4% Р2О5. Фосфориты
являются минералами осадочных пород из группы апатитов, образующими
шаровидные, скорлуповатые агрегаты, существенная часть их представляет
собой фосфат Ca3(PO4)2. Наряду с апатитом фосфориты являются основным
сырьем для получения фосфорсодержащих удобрений.
Флотация апатита и фосфоритов имеет много общего. Невысокая
стоимость концентратов требует применения дешевых реагентов. Последние
являются чаще всего жирными кислотами или мылами, применяющимися в
виде технических продуктов (таловое масло, смесь жирных кислот и др.). В
большинстве случаев необходимо применение регуляторов для подавления
пустой породы и регулирования свойств пены.
Флотация апатита. Флотация апатита в крупном масштабе
осуществляется на двух фабриках комбината Апатит. Освоение апатитовых
руд Кольского полуострова, начинавшееся в 30-х годах, является крупным
достижением российской техники.
По технологическим свойствам руды, поступающие на фабрики
комбината Апатит, делятся на: рядовые (легкообогатимые), окисленные – из
разрушенных зон, содержащие большое количество тонкодисперсных
глинистых минералов и гидроокислов железа (труднообогатимые),
смешанные. Руды состоят из апатита, нефелина, сфена, полевого шпата,
эгирина, пироксенов, титаномагнетита и др. Практически все компоненты
руды являются полезными (нефелин – сырье для производства алюминия,
сфен – титана и т. п.).
Технологическая схема хибинских апатитовых руд приведена на
рисунке 3.1. Руда измельчается до крупности 50–55% класса минус 0.074 мм.
Этот предел выбран не столько из-за размера вкрапленности руды (апатит
имеет большие размеры вкрапленности), но главным образом на основе
требований, предъявляемых к крупности конечного концентрата. Вследствие
растворения нефелина пульпа обладает постоянной щелочностью (рН = 9,3–
9,7). Применяемые реагенты представлены в таблице 3.3.
При флотации руд (особенно окисленных с повышенным содержанием
шламов) полезным оказывается применение для регулирования свойств пены и
повышения селективности флотации оксипропиленовых
соединений
(например,
реагентов
ОП-7
или «Альфапол-4»).
Получение
61
кондиционного по крупности и содержанию Р2О5 концентрата достигается по
простой одностадиальной схеме после двух-трех перечисток [ 13 ].
Основной технологической задачей развития обогатительных фабрик
комбината Апатит является комплексное использование руды и, прежде
всего, полное извлечение нефелина для переработки на глинозем.
Нефелиновый концентрат получается в настоящее время из хвостов
апатитовой флотации после удаления в пену других минералов. Таким
образом, концентрат является камерным продуктом. Он содержит около 29%
трехокиси алюминия. Однако с поступлением на фабрики все более бедных
руд качество нефелинового концентрата постепенно снижается вследствие
плохой селективности разделения нефелина и полевых шпатов, обладающих
в щелочной среде близкими флотационными свойствами. Селекция этих
минералов подлежит разработке.
Таблица 3.3
Реагенты, применяемые при обогащении хибинских апатитовых руд
Наименование реагента
Расход, г/т
для рядовых руд
для смешанных руд
Дистиллированное таловое
40
85
масло
Сырое таловое масло
60
75
Окисленный петролатум
15
4
Каустическая сода
65
90
Жидкое стекло
40
85
ОП – 4
10
-
Флотация фосфоритов. Фосфоритовые руды весьма различны по
минералогическому составу и, следовательно, по флотируемости.
Среди группы месторождений наиболее крупного Каратауского
бассейна выделяются несколько разновидностей.
Обогащение небогатых фосфоритных руд, предназначенных для
кислотной переработки, наряду с повышением общего содержания Р2О5 в
сырье
предусматривает
отделение
кремнистых
минералов
и
кислотноразлагаемых примесей (кальцита, доломита).
Исходная руда с содержанием Р2О5 20–23% после измельчения и
обесшламливания поступает на карбонатную флотацию тонкозернистой и
песковой фракций с двумя перечистками каждая.
Карбонатная флотация проводится в кислой среде с рН = 4,8–5. В
качестве реагентов применяют синтетические жирные кислоты (фракции С10С16) и экстракционную фосфорную кислоту (т.е. происходит ионная
депрессия фосфатов). В фосфатной флотации применяют следующие
реагенты: соду, жидкое стекло, кубовые остатки от ВЖС, керосин.
Флотационный концентрат с содержанием Р2О5 28–29,5% подвергается
сгущению, фильтрации и сушке.
62
Ракушечные фосфориты Прибалтики содержат фосфатное вещество,
представляющее собой фторкарбонатапатит органического происхождения
(остатки раковин моллюсков).
В настоящее время эксплуатируются два месторождения Кингисеппское и Маардуское. Основной вмещающей породой в обоих
случаях является кварц. Сростки с фосфатом встречаются редко. Часть зерен
кварца имеет пленочки фосфата на поверхности и пленки ожелезнения.
Фосфат представлен почти нацело обломками фосфатных раковин
низших брахиопод. Основная часть зерен фосфорита чистая, однако,
встречаются зерна ожелезненные, с примазками доломита.
Схема обогащения руды Кингисеппского месторождения следующая.
Исходная руда с содержанием 5–8% Р2О5 после дробления в молотковых
дробилках направляется на измельчение в шаровую мельницу, работающую в
замкнутом
цикле
с
классификатором.
Слив
классификатора
обесшламливается в гидроциклонах и направляется на флотацию, состоящую
из основной операции и двух перечисток.
В результате флотации получается концентрат, содержащий 28–29%
Р2О5 при извлечении 85%.
Флотация производится при рН = 9,5, создаваемом кальцинированной
содой (расход 1,5 кг/т руды).
Применяются следующие реагенты: жидкое стекло 0,3 кг/т, ВЖС 1 кг/т,
керосин 2 кг/т.
Флотационное обогащение на комбинате Маарду проводится с
применением катионных флотационных реагентов (амины жирных кислот).
При этом в пенный продукт поднимается кварц, а фосфориты остаются в
камерном продукте.
Содержание Р2О5 в концентрате 27–28% при извлечении 80%. Расход амина
АНП 350 г/т руды.
Желваковые фосфоритные руды флотируются на Подмосковном горнохимическом комбинате и на Брянском фосфоритном заводе.
Из руды, подаваемой на фабрику ПГХК гидротранспортом, на дуговых
ситах с размером щели 0,8 мм выделяется надрешетный продукт с
содержанием 19% Р2О5. Он является готовым концентратом.
Подрешетный продукт (минус 0,5 мм) перекачивается в гидроциклоны.
Слив гидроциклонов направляется в отвал, пески – на флотацию, которая
ведется с помощью смеси талового масла (или кубовых остатков ВЖС и
СЖК) и керосина в щелочной среде (рН = 8–9).
63
Рис. 3.1. Технологическая схема обогащения хибинских апатитовых руд
Показатели работы флотационной фабрики: содержание Р2О5 в
исходных эфелях – 7%, в концентрате – 19%, в хвостах флотации – 1,8%, в
общих хвостах – 3%.
На Брянском заводе флотации подвергаются также пески
гидроциклонов. Жидкое стекло, применяемое при флотации в качестве
депрессора пустой породы, подается в виде 5%–ного раствора в первый
контактный чан. Во второй контактный чан подается 75% общего собирателя,
который состоит из смеси трех реагентов: талового масла 42%, керосина 30%
и кубовых остатков от ВЖС 28%; 25% собирателя подается по фронту
основной флотации.
Пенный продукт основной флотации перечищается один раз. Хвосты
основой флотации направляются в гидроциклоны для сгущения и
классификации.
64
Пески гидроциклона поступают в спиральный классификатор, пески
последнего – на доизмельчение в мельницу. Отвальные хвосты
флотационного отделения содержат 2,7% Р2О5. Концентрат из флотационных
машин и слив обесшламливающих гидроциклонов направляются на
сгущение, фильтрацию, сушку.
Показатели флотации следующие: содержание Р2О5 в руде 7%, в мытом
концентрате – 16,2%, во флотационном концентрате – 21,5–22%.
Технологическое извлечение на флотационной фабрике составляет 95–
96%.
Высокое содержание полуторных оксидов (Fе2О3 и АL2О3) в мытом
концентрате фосфатных руд России не позволяет использовать его для
производства растворимых удобрений. Например, для производства
нитроаммофоски содержание двухвалентного железа не должно превышать 0,5 %.
При этом флотацию мытого концентрата вследствие отрицательного влияния
шламов и водорастворимых соединений (гипса) осуществить невозможно.
Предварительное выделение шламов вызывает большие потери Р2О5 (более 30 %), а
высокая концентрация солей жесткости приводит к большим расходам реагентов.
Принципиальное улучшение флотации фосфоритов было достигнуто
предварительной термической обработкой. В результате обжиг-флотационного
обогащения мытого концентрата получается продукт, пригодный для
производства растворимых удобрений. Однако реализация такой технологии в
промышленности требует значительных капитальных и эксплуатационных
затрат.
Стандартной технологией обогащения фосфатных руд Флориды (США),
содержащих 9—18 % Р2О5, является промывка с получением готового продукта
(фосфоритной гальки) крупностью -19—1,2 мм, содержащего 25—32 % Р2О5, и
обесшламленного материала -1,2+0,1 мм, поступающего после разложения по
0,5 мм на флотацию[13].
Мелкозернистая фракция -0,5+0,1 мм флотируется в обычных
флотомашинах при рН 8,9—9,5; крупнозернистая — в аппаратах специальной
конструкции (на концентрационных, ленточных столах и др.). В обоих случаях
в качестве реагентов-собирателей используют талловое масло в сочетании с
аполярными маслами и каустическую соду или безводный аммиак для
регулирования рН пульпы.
Крупный и мелкий концентраты основной флотации, содержащие 8—40
% силикатов, промывают серной кислотой для десорбции собирателя и
подвергают флотации при рН 6,8 - 7,5 со смесью катионных собирателей, что
позволяет получать камерным продуктом концентрат, содержащий 32—36 % Р2О5
при извлечении Р2О5 92—98 % от операции.
65
3.3.3. Флотация барита
Барит имеет формулу BaSO4, плотность 4,5 г /см3, – твердость 3. Барит
флотируют с применением жирных кислот и мыл в щелочной среде. В кислой
среде (особенно в присутствии серной кислоты) барит депрессируется. Он
может флотироваться в присутствии кальциевых минералов алкилсульфатами
с достаточно высокой избирательностью.
На рисунке 3.2 показана схема флотации барита, из хвостов свинцовоцинковой флотации, осуществляемой на Салаирской обогатительной
фабрике. Для депрессии кварца применяют жидкое стекло (1,2 кг/т), а для
флотации барита – олеиновую кислоту (0,8 кг/т) и керосин (0,2 кг/т) для
эмульгирования олеиновой кислоты. Предусмотрено получение концентрата
первого сорта для химической промышленности и второго – для нефтяной.
Рис. 3.2. Схема получения баритового
концентрата из хвостов Pb-Zn флотации
66
3.3.4. Флотация шеелитовых руд
Шеелит CaWO4 (80% трехокиси вольфрама, плотность 6 г/см3,
твердость5) является одним из самых важных промышленных минералов
вольфрама. Флотируется в условиях, обычных для минералов с
щелочноземельными катионами. Селекция шеелита и кальцийсодержащих
минералов пустой породы осуществляется методом Петрова с применением
жидкого стекла и пропарки концентрата, содержащего шеелит и кальцит.
Если, однако, в шеелитовом концентрате содержится барит, способ Петрова
не дает удовлетворительных результатов.
На рисунке 3.3 показана схема флотации шеелитовой руды. Флотация
шеелитовой руды проводится с применением олеиновой кислоты и жидкого
стекла в содовой среде. Концентрат перечистной флотации сгущается и
обрабатывается по способу Петрова при температуре 90°С. После двух
перечисток концентрат подвергается солянокислому выщелачиванию для
обесфосфоривания.
3.4. ФЛОТАЦИЯ СИЛИКАТОВ И ОКИСЛОВ
Класс силикатов и окислов весьма многочислен и разнообразен и
поэтому мы рассмотрим флотационные свойства лишь наиболее
распространенных и важных в промышленном отношении минералов. Для
них характерны предельная окисленность, максимальная гидрофильность,
необходимость предварительной активации ионами тяжелых и других
металлов перед флотацией (особенно при применении анионных
собирателей), флотация с широким использованием собирателей, строгий
контроль рН среды, необходимость применения сложных схем и регуляторов
при селекции.
3.4.1. Флотация силикатов
Кварц SiO2 является предельно гидрофильным минералом
67
Рис. 3.3. Схема флотации шеелитовой руды
Неактивированный кварц, неспособный флотироваться без активации
анионными собирателями, активируется ионами железа, меди и других
тяжелых металлов (кварц активируется также щелочноземельными
катионами) даже в условиях их ничтожной концентрации в пульпе, что
позволяет ему полно флотироваться при применении анионных
68
оксигидрильных собирателей. Кварц при активации ионами тяжелых
металлов не сульфидизируется и не флотируется сульфгидрильными
собирателями. Особенно активно он флотируется при активации железом в
процессе измельчения в стальных мельницах. Кварц хорошо депрессируется
жидким
стеклом.
Наиболее
эффективным
депрессором
кварца,
++
++
активированного
Fe
или
Cu ,
является
сернистый
натрий.
Неактивированный кварц хорошо флотируется катионными собирателями.
Кислая среда является благоприятной в этом случае, тогда как при анионных
собирателях предпочтительнее щелочная среда. Флотационные свойства
кварца важны при осуществлении обратной флотации (например, железных
руд) и разработке эффективных методов его депрессии.
Полевые шпаты являются алюмосиликатами натрия, калия, кальция,
бария и других катионов. Наряду с кварцем они образуют группу наиболее
распространенных породообразующих минералов и составляют по весу около
50% земной коры. Обычно в кристаллах полевых шпатов изоморфно
смешаны альбит Na[Al(Si3O8)], ортоклаз K[Al(Si3O8)] и анортит Ca[Al2(Si2O8)].
Во флотационных свойствах этих минералов есть много общего с кварцем:
они почти не закрепляют без активации (катионы железа, кальция и других
металлов) анионных собирателей, хорошо флотируются ими после активации,
депрессируются жидким стеклом; катионные собиратели флотируют их также
активно, как и кварц. В последнее время для получения особо качественных
изоляторов возникла проблема селекции калиевого и натриевого полевых
шпатов для получения фарфорового сырья, обогащенного калиевым шпатом.
Учитывая весьма близкие (практически одинаковые) флотационные свойства
этих минералов, эта задача является исключительно сложной. Она может
быть решена только при флотации калиевого шпата катионным собирателем в
растворе NaCl, депрессирующего натриевый полевой шпат, в соответствии с
установленным методом ионной депрессии. В присутствии катионных
собирателей
полевые
шпаты
депрессируются
жидким
стеклом,
кремнефторидом натрия и гексаметафосфатом, но полной депрессии достичь
очень трудно.
Бериллиевые руды содержат наиболее важный в промышленном
отношении минерал берилл Al2(SiO3)3•3BeSiO3. В рудах часто присутствуют
кроме берилла литий, тантал, ниобий и другие компоненты. Наиболее важное
значение имеют два варианта технологии: кислотный и щелочной. По
кислотному методу, после выделения сульфидов и слюды пульпу
обрабатывают плавиковой и серной кислотами и флотируют катионным
собирателем в общий концентрат берилл и полевой шпат.
После неоднократного разбавления и сгущения концентрата для вывода
из него реагентов его флотируют в содовой среде анионным собирателем
(полевой шпат после обработки плавиковой кислотой анионным собирателем
не флотируется и переходит в хвосты). По щелочному методу руду
69
обрабатывают едким натром, при этом берилл активируется. Затем руду
отмывают от щелочи и берилл флотируют анионными собирателями.
Литиевые руды чаще всего в качестве основного промышленного
минерала содержат сподумен LiAlSi2O6, отличаются часто комплексностью,
так же как бериллиевые руды (содержат бериллий и другие элементы). Для
сильно выветрелых руд перед флотацией практикуют обесшламливание.
Сподумен хорошо активируется едким натром и обработка им пульпы
обычно всегда предшествует его флотации анионными собирателями
(мылами, жирными кислотами).
Существенную роль во флотации играет очистка его поверхности от
продуктов выветривания, что часто достигается перемешиванием пульпы в
присутствии едкой щелочи. В некоторых случаях сподумен флотируют
совместно со слюдой, применяя совместно анионный и катионный
собиратели. Затем пенный концентрат перефлотируют в кислой пульпе,
переводя сподумен в камерный продукт.
При обогащении комплексных литиевых руд, содержащих, например,
кроме сподумена монацит, берилл, танталит-колумбит, циркон – схема может
сочетать рудоразборку, гравитацию, электромагнитную и электрическую
сепарацию.
Циркониевые руды содержат основной промышленный минерал –
циркон ZrSiO4, который может флотироваться как анионными (мыла, жирные
кислоты), так и катионными собирателями, первые максимально сорбируются
при рН = 7, а вторые при рН = 10. На одной из зарубежных фабрик циркон
извлекается из гравитационных концентратов, которые кондиционируются в
концентрированным горячем растворе мыла, промываются, обрабатываются
кислотой, отмываются от нее и флотируются в слабокислой среде.
Извлечение циркона составляет 95-97%. В хвосты переходит кварц.
3.4.2. Флотация окислов
Группа окислов весьма многочисленна и многообразна. В настоящее
время флотация применяется для извлечения из руд окислов железа,
марганца, хрома, олова и некоторых других металлов.
Железные руды. Основными методами обогащения железных руд
является магнитная сепарация и гравитационное обогащение. Тем не менее,
флотация начинает также играть существенную роль как самостоятельный
процесс (для тонковкрапленных немагнитных руд), так и в сочетании с
вышеуказанными методами. В последнее время флотацию начинают
применять для доводки железных концентратов (полученных магнитным
методом) путем флотации из них примесей (кварца, силикатов железа и др.)
при депрессии железных минералов. Наиболее важные промышленные
минералы железных руд- гематит Fe2O3 и магнетит Fe3O4, а также многие
70
виды мартита легко флотируются жирными кислотами и мылами (например,
таловым маслом), лучше всего в слабокислой среде.
На фабрике "Канистео" (США) осуществляется обратная флотация
железных руд с подавлением железных минералов крахмалом (1,15 кг/т),
известью (1,67 кг/т) и применением омыленных жирных кислот (0,325 кг/т).
При исходном содержании 18,6% железа получается (в виде
камерногопродукта) 56%-ный концентрат с извлечением 77%. Российскими
исследователями показана возможность получения сверхбогатых (до 70-79%
Fe) железных концентратов в результате обратной флотации (с депрессией
железных минералов лигносульфонатами и флотации породных минералов
мылом талового масла). Возможна также флотация породы с применением
катионных реагентов АНП или ИМ-11. Полученные обратной флотацией
железных концентратов продукты могут быть использованы для прямого
восстановления железа и порошковой металлургии.
Марганцевые руды. Основные промышленные минералы марганца –
пиролюзит MnO2, манганит, псиломелан и некоторые другие – флотируются
анионными собирателями типа мыл и жирных кислот. Кроме того, многие из
них легко шламуются. Флотация часто затруднена присутствием
легкошламующихся глин. Значительные работы по флотации марганцевых
руд в последнее время проведены российскими учеными. Показано, что
жирные кислоты и мыла различной степени насыщенности с длиной радикала
в пределах С5 – С21 и выше наиболее активно флотируют манганит; менее
активно пиролюзит и еще слабее – псиломелан. Флотируемость кварца
(очевидно, природно активированного) значительно выше в этих условиях.
Применение жирных кислот совместно с аполярными реагентами
значительно улучшает флотацию и тем в большей степени, чем выше их
вязкость.
Основной причиной пониженной флотоактивности марганцевых
минералов является их высокая гидратированность, связанная с
преобладанием ионных связей в решетке и образованием в воде на их
поверхности гидроокисей марганца. Предварительная кислотная обработка
руды (1 кг/т серной кислоты) резко улучшает флотируемость всех
марганцевых минералов, снижает в несколько раз расход собирателя и в 2–3
раза повышает скорость флотации. Установлено, что кислотная обработка
резко снижает гидратированность поверхности марганцевых окислов.
Промышленное освоение этого метода во флотационном цехе Грушевской
фабрики (Никопольский марганцевый бассейн, Украина) позволило поднять
содержание марганца в концентрате с 43 до 46% (т.е. получить концентрат 1го сорта) и увеличить извлечение с 67,9 до 70%.
Хромовые руды. Основной промышленный минерал хромит FeO•Cr2O3
(52% Cr2O3) успешно флотируется карбоксильными собирателями с
применением депрессоров пустой породы (жидкое стекло, метафосфат натрия
и др.).
71
Оловянные руды. Наиболее важным промышленным минералом олова
является касситерит SnO2. Кроме собирателей карбоксильного типа с
сопутствующими депрессорами пустой породы специфическим собирателем
для касситерита является паратолиларсоновая кислота.
На флотационные свойства касситерита большое влияние оказывают
примеси (например, железо). Чистый касситерит флотируется слабо. В России
флотация касситерита освоена в промышленном масштабе на обогатительных
фабриках из шламов гравитационного обогащения. Так, например, на
фабрике Хрустальненского комбината касситерит флотируют из шламов с
исходным содержанием до 0,24% олова, обесшламленных по зерну 10 мкм.
После удаления сульфидов (бутиловый ксантогенат и пенообразователь Т–66)
создается кислая среда, вводится 1,5 кг/т талового масла и ведется флотация
касситерита (основная, контрольная и пять перечисток). Добавлением H2SO4
рН пульпы снижается с рН = 6 (основная флотация) до рН = 4,2 (V
перечистка).
Извлечение олова от флотационного питания составляет 55 – 65%;
содержание олова во флотационном концентрате 8–10%. Общий расход
талового масла, дозируемого кроме основной и контрольной флотации еще в
IV перечистку, составляет 2 кг/т. Расход серной кислоты для создания кислой
среды около 3,5 кг/т.
Указанная выше паратолиларсоновая кислота применяется при
флотации касситерита на фабрике "Шварцвассер". По данным Х. Кихберга, из
руды, содержащей 0,40% Sn с применением указанного реагента можно
получить концентрат, содержащий 2,94% Sn при извлечении 72,6%.
3.5. Задачи для самостоятельного решения
Задача 3.1 Рассчитать расход ИМ – 50 на тонну исходной фосфатно–
ниобиевой руды, если расход по операции ниобиевой флотации составляет
500 г/т. Производительность фабрики 15000 т/сут., а в ниобиевую флотацию
поступает 3000 т/сут.
Ответ: 100 г/т.
Задача 3.2 Рассчитать, сколько надо подать мл 2%-го раствора соды во
флотационный опыт. Исходная навеска 200 г, расход соды 400 г/т руды.
Ответ: 4 мл.
72
Задача 3.3 Найти выход графитового концентрата, если содержание в
нем углерода 90%, а на фабрику поступает руда с содержанием углерода 5%,
извлечение углерода в концентрат 92%.
Ответ: 5,11%
Задача 3.4 Рассчитать выход талькового концентрата, если из 10000 т
руды получено 8000 т хвостов.
Ответ: 20%.
Задача 3.5 Найти выход графитового концентрата, если извлечение
углерода 95%, содержание его в руде – 4%, в концентрате – 85%.
Ответ: 4,47%
Задача 3.6 Расход керосина в Мо флотации на тонну исходной Сu-Moруды составляет 400г/т, выход коллективного концентрата – 10%. Определить
расход керосина по операции Мо флотации.
Ответ: 4000 г/т.
Задача 3.7 Производительность фабрики 15000 т/сут., содержание
графита в графитовой руде 4%, извлечение в концентрат – 94%. Сколько тонн
графита с концентратом отгружает обогатительная фабрика в сутки?
Ответ: 564 т/сут.
Задача 3.8 Рассчитать, сколько тонн хвостов в сутки получается на
фабрике, если извлечение металла в концентрат 90%, содержание металла в
руде – 3%, а в концентрате 20%.
Ответ: 8650 т.
Задача 3.9 Производительность фабрики 50000 т/сут., содержание
меди в руде 1,3%, в концентрате 20%, выход хвостов 95%. Сколько тонн
металла выплавят на металлургическом заводе из этого концентрата?
Ответ: 500 т/сут.
Задача 3.10 Производительность фабрики 15000 т/сут., содержание
графита в руде 3,5%, а в концентрате – 93,4%. Извлечение металла в
концентрат 85%. Определить, сколько тонн в сутки сбрасывает фабрика
хвостов в хвостохранилище.
Ответ: 14520 т/сут.
Задача 3.11 Производительность фабрики 12000 т/сут. Фабрика
каждые сутки выдает 100 т концентрата. Определить выход хвостов.
Ответ: 99,2%
Задача 3.12 Рассчитать, сколько надо подать мл жидкого стекла 5%-го
раствора в лабораторную флотационную машину. Исходная навеска 250 г,
расход жидкого стекла 500 г/т руды.
Ответ: 2,5 мл.
Задача 3.13 Рассчитать расход сернистого натрия на тонну исходной
Cu-Mo-руды, если его расход по циклу молибденовой флотации 4000 г/т
коллективного концентрата, а выход коллективного концентрата – 10%.
Ответ: 400 г/т.
73
Задача 3.14 Производительность фабрики 8000 т/сут. Содержание
металла в руде 2,5%, в концентрате – 60%. Выход концентрата 8%.
Определить, сколько тонн металла теряется с хвостами в сутки.
Ответ: 32 т.
Задача 3.15 Сколько тонн руды в сутки должна переработать фабрика
для получения 3000 т концентрата в сутки, если выход хвостов 93%
Ответ: 42857 т.
Задача 3.16 Для закладки в шахту идет 60% от общих хвостов
фабрики. Производительность фабрики 20000 т/сут., выход концентрата 4%.
Сколько тонн хвостов отправляет в сутки обогатительная фабрика в шахту?
Ответ: 11520 т.
Задача 3.17 Фабрика перерабатывает цинковую руду с содержанием
цинка 2%. На фабрике получают два продукта: концентрат, с содержанием
60% цинка и хвосты, с содержанием цинка 0,3%. Рассчитать выход
концентрата и хвостов.
Ответ: 2,9% и 97,1%.
Задача 3.18 Рассчитать, сколько надо подать капель керосина в
лабораторную флотационную машину, чтобы выдержать расход – 600 г/т.
Навеска 200 г, вес капли 11 мг.
Ответ: 11 капель
Задача 3.19 Расход цианида на тонну коллективного концентрата 200 г.
Рассчитать расход цианида на тонну исходной руды, если выход
коллективного концентрата 10%.
Ответ: 20 г/т
Задача 3.20 Рассчитать, сколько тонн свинца и цинка теряется в сутки
с хвостами, если содержание свинца и цинка в хвостах соответственно 0,1 и
0,2%. Производительность фабрики 10000 т/сут, выход свинцового
концентрата 5%, цинкового – 3%.
Ответ: Pb - 9,2т, Zn - 18,4 т.
Задача 3.21 Сколько тонн флюоритовой руды необходимо
переработать, чтобы получить 1000 т концентрата, если выход концентрата
15%?
Ответ: 6667 т
Задача 3.22 Производительность фабрики 15000 т/сут. Содержание
барита в руде 10%. Сколько тонн барита можно дополнительно получить,
если извлечение барита в концентрат увеличить с 90 до 97%.
Ответ: 105 т
Задача 3.23 Производительность фабрики 20000 т/сут. Фабрика
сбрасывает 8000 т/сут хвостов, выход промпродукта 15%. Сколько требуется
в сутки пятидесятитонных вагонов для отгрузки концентрата и
промпродукта?
Ответ: 200 и 40 вагонов
74
Задача 3.24 Производительность фабрики 12000 т/сут, содержание
апатита в руде 20%, извлечение апатита в концентрат 85%. Определить,
сколько тонн апатита в сутки сбрасывает фабрика с хвостами в отвал.
Ответ: 360 т
Задача 3.25 Расход сернистого натрия на тонну исходной руды
составляет 600 г/т, выход коллективного Cu-Mo концентрата – 10%.
Определить расход сернистого натрия по операции разделения Cu-Mo
концентрата.
Ответ: 6000 г/т
Задача 3.26 Навеска для флотации в лабораторной машине 200 г.
Расход солярки – 600 г/т, вес капли 12 мг. Определить, сколько нужно подать
капель солярки.
Ответ: 10 капель
Задача 3.27 Расход цианида на тонну Cu-Pb концентрата составляет
100 г/т, выход Cu-Pb концентрата 10%. Определить расход цианида на тонну
исходной руды.
Ответ: 10 г/т
Задача 3.28 Фабрика с производительностью 15000 тонн руды в сутки
получает концентрат, промпродукт и хвосты. Выход концентрата и хвостов 6
и 85% соответственно. Рассчитать, сколько тонн промпродукта получает
фабрика в сутки.
Ответ: 1350 т
Задача 3.29 Фабрика, производительностью 12000 т/сут., получает
хвосты и концентрат, последний имеет выход 6% и содержание металла 58%.
Рассчитать, сколько тонн металла извлекают в концентрат за сутки.
Ответ: 417,6 т
Задача 3.30 Производительность фабрики 13000 т руды в сутки, выход
концентрата 24%. Определить, сколько мешков в сутки потребуется для
затаривания концентрата, если вместимость одного мешка 60 кг.
Ответ: 52 мешка
Задача 3.31 Фабрика производит в сутки 600 т концентрата при выходе
1,5%. Рассчитать суточную производительность фабрики.
Ответ: 40000 т/сут
Задача 3.32 Рассчитать извлечение металла в концентрат и хвосты,
выхода и массу этих продуктов. Производительность фабрики 10000 т/сут.
Содержание металла в руде 4%, в концентрате – 40%, в хвостах – 3%.
Ответ: γк-т = 3%; γхв = 97% ;ξк-т = 80,6; ξхв = 19,4%
Задача 3.33 Из апатитовой руды получают концентрат с содержанием
апатита 50% и хвосты с содержанием 0,5%. Выход концентрата 10%.
Рассчитать, какое будет содержание апатита в руде.
Ответ: 5,45%
75
Задача 3.34 В лабораторную флотационную машину для навески 200 г
подано 4 мл 2%-го раствора жидкого стекла. Определить его расход в
граммах на тонну руды.
Ответ: 400 г/т
Задача 3.35 В основную апатитовую флотацию подается 500 г/т соды,
в первую перечистку – 200 г/т, во вторую 50 г/т исходной руды. Выход
концентрата основной флотации 40%, выход концентрата первой перечистки
20%. Определить расход соды по операциям первой и второй перечистки.
Ответ: по первой перечистке – 500 г/т,по второй перечистке – 250 г/т
Задача 3.36 В цикл ниобиевой флотации подается 500 г/т ИМ-50. Цикл
состоит из основной флотации и двух перечисток. Расход ИМ-50 в основную
флотацию составил 60% от общего расхода, в 1-ю перечистку – 30%, во 2-ю –
10%. Рассчитать расход ИМ-50 по операциям в граммах на тонну.
Ответ: 300, 150 и 50 г/т
Задача 3.37 В цикл апатитовой флотации подается 800 г/т технических
жирных кислот (ТЖК). Цикл состоит из основной флотации и двух
контрольных флотаций. В первую контрольную флотацию подается 30%
ТЖК (от общего расхода), во вторую – 20%. Рассчитать расход ТЖК в
граммах на тонну исходной руды в каждой операции.
Ответ: основная флотация – 400 г/т; первая контрольная флотация –
240 г/т; вторая контрольная флотация – 160 г/т
Задача 3.38 В цикл апатитовой флотации, состоящей из основной
флотации и двух перечисток, подается 700 г/т жидкого стекла. Выход
концентрата основной флотации составил 30%, концентрата первой
перечистки – 20%. Соответственно в 1-ю и 2-ю перечистки подано жидкого
стекла 150 и 50 г/т исходной руды. Рассчитать расход жидкого стекла по
операциям.
Ответ: основная флотация – 500 г/т ; 1-я перечистка – 500 г/т; 2-я
перечистка – 250 г/т
Задача 3.39 В лабораторную флотационную машину подано 10 капель
керосина на навеску 200 г. Вес капли 11 мг. Рассчитать расход керосина на
тонну исходной руды.
Ответ: 550 г
Задача 3.40 Тальковая руда флотируется по схеме, включающей
основную флотацию и две перечистки. Выход концентрата основной
флотации составил 60%, концентрата первой перечистки – 50%. Определить
расход ИМ-5 на тонну руды от операции флотации, если расход ИМ-5 на
тонну исходной руды в основную флотацию составлял 600 г/т, в первую
перечистку – 100 г/т, во вторую – 50 г/т исходной руды.
Ответ: основная флотация – 600 г/т; первая перечистка – 167 г/т;
вторая перечистка – 100 г/т.
76
4. ФЛОТАЦИОННЫЕ МАШИНЫ
4.1. ФИЗИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ МИНЕРАЛИЗАЦИИ
ПУЗЫРЬКОВ ВОЗДУХА В ПУЛЬПЕ ФЛОТАЦИОННЫХ
МАШИН
Частица, поступившая в некоторый момент времени во флотационную
машину, может столкнуться с пузырьком, закрепиться на нем, перейти с
пузырьком в пену и с пеной попасть в концентрат. Тонкая частица может
попасть в концентрат и, не закрепляясь на пузырьке, путем механического
переноса вместе с жидкостью, увлекаемой пузырьком в пену. Существуют
различные возможности поведения частицы в камере (прикрепление и отрыв
от пузырьков в пульпе и пене, повторные прикрепления и отрывы и т.д.),
заканчивающиеся выходом частицы в концентрат, либо в хвосты. Все эти
процессы можно показать в виде переходов частицы внутри флотационной
машины между четырьмя состояниями [1-3,14]:
1 - свободные частицы в пульпе;
2 - закрепленные на пузырьках частицы в пульпе;
3 - закрепленные на пузырьках частицы в пене;
4 - свободные частицы в пене.
Вероятность совершения перехода зависит от размера частицы, ее
массы, формы, минерального состава, обработки реагентами и др.
4.2. ТРЕБОВАНИЯ, ПРЕДЪЯВЛЯЕМЫЕ К СОВРЕМЕННЫМ
ФЛОТАЦИОННЫМ МАШИНАМ
Практика промышленного применения флотационных машин для
обогащения различных полезных ископаемых [1-3, 14] и в других областях
техники, исследования процессов, происходящих во флотационных машинах,
и изучения гидроаэродинамики
машин позволяет сформулировать
следующие основные требования к современным конструкциям
флотационных машин:
1. Равномерная по всему объему аэрация пульпы при высокой
диспергации воздуха и оптимальном соотношении тонкодисперсных и более
крупных (несущих) пузырьков.
2. Все твердые частицы в пульпе должны находиться во взвешенном
состоянии и в условиях тесного контакта с пузырьками воздуха.
Максимальная частота столкновения частиц с пузырьками должна протекать
при минимальных относительных скоростях их движения, но при
77
достаточном для полной минерализации пузырьков пути их движения в
пульпе.
3. Всплывание минерализованных пузырьков должно проходить в
относительно спокойной (безвихревой) среде или в восходящем потоке
пульпы (что улучшает флотацию крупных частиц и агрегатов).
4. Должно обеспечиваться оптимальное соотношение между
количеством флотационной пены и скоростью ее удаления. Если эта скорость
будет чрезмерно большой, то не будет обеспечиваться возможность возврата
частиц пустой породы, механически захваченных пузырьками, из пены в
пульпу и качество концентрата ухудшится. Если же скорость удаления пены
будет недостаточной, то из-за деминерализации пены снизится извлечение.
5. Непрерывность флотации, т.е. непрерывное питание машины и
непрерывная разгрузка сфлотированных и несфлотированных частиц.
6. Возможность регулировки высоты уровня пульпы и пены, величины
внутрикамерной циркуляции и аэрации пульпы.
Кроме этих требований, к флотационной машине, как и ко всякой
другой, предъявляются общетехнические требования: надежность в работе,
высокая износоустойчивость деталей, малая энергоемкость, дешевизна,
простота конструкций и т.д.
Работу флотационных машин характеризуют технологические и
технико-экономические показатели: извлечение и содержание полезных
компонентов в концентратах и хвостах, продолжительность и стоимость
флотации, производительность, удобство ремонта, занимаемая площадь на
единицу производительности и т.д.
4.3. ОСНОВНЫЕ ФАКТОРЫ, ВЛИЯЮЩИЕ НА ЭФФЕКТИВНОСТЬ
РАБОТЫ ФЛОТАЦИОННЫХ МАШИН
На эффективность работы флотационных машин оказывает влияние
большое число обычно взаимосвязанных параметров. Влияние плотности
пульпы на показатели флотации можно проиллюстрировать рисунком 4.1.
Оптимальная плотность пульпы устанавливается опытным путем.
Обычно она колеблется в пределах 15÷40% твердого. В развитых схемах
флотации для регулировки плотности пульпы пользуются разбавлением или
сгущением. В перечистных флотациях для получения наиболее чистых
концентратов плотность пульпы должна быть несколько меньше чем в
основных.
78
Аэрированность пульпы является одним из главных факторов,
определяющих эффективность работы флотационных машин. Она зависит от
количества вводимого воздуха, степени его диспергирования, распределения
в объеме пульпы, типа и расхода реагента-пенообразователя.
Эффективность работы флотационной камеры непосредственно
определяется ее аэрируемым объемом, величина которого в различных типах
флотационных машин различна. Содержание воздуха в аэрируемом объеме
может изменяться от 0 до 30%.
Рис. 4.1. Влияние плотности пульпы на работу флотационных машин
1- аэрированность; 2 - объемная концентрация реагентов;
3 - время пребывания пульпы в машине;
4 - флотируемость мелких зерен; 5 -флотируемость крупных зерен.
В промышленных условиях аэрация характеризуется количеством
воздуха, проходящего в единицу времени через единицу площади
горизонтального сечения флотационной камеры (л/м2*мин) или через
единицу объема пульпы (л/м3ин). В различных типах флотационных машин
она изменяется обычно от 600 до 1300 л/м2, мин. С увеличением аэрации
скорость флотации, как правило, возрастает.
Дисперсность воздушных пузырьков зависит от типа аэратора,
концентрации и типа пенообразователя. В механических флотационных
машинах она возрастает с повышением интенсивности перемешивания
пульпы импеллером. Однако очень сильное перемешивание приводит не
только к увеличению дисперсности пузырьков и труднорастворимых в воде
79
реагентов, аэрированности пульпы и вероятности столкновения частиц, но и к
увеличению сил отрыва частиц от пузырьков, уменьшению вероятности
флотации крупных зерен, к увеличению расхода электроэнергии. На практике
известны случаи, когда уменьшение скорости вращения импеллеров
флотационных машин (например, на Кировской апатитонефелиновой
обогатительной фабрике) улучшает технологические и экономические
показатели работы фабрики.
Равномерность распределения пузырьков в объеме пульпы,
определяющая коэффициент полезного использования флотационной камеры,
зависит от интенсивности перемешивания пульпы и типа машины.
Плотность пульпы, характеризуемая на практике процентным
содержанием твердого в единице объема пульпы или соотношением весов
твердой (Т) и жидкой (Ж) фаз в пульпе (соотношение Т:Ж), оказывает
большое влияние на целый ряд параметров и показателей флотации.
С увеличением плотности пульпы (при постоянной производительности
фабрики) увеличивается время пребывания пульпы (Т) во флотационной
машине и концентрация (ср) в ней реагентов (при условии постоянства их
расхода на единицу твердого в пульпе).
Содержание полезных компонентов в пенном продукте (β) с
увеличением плотности пульпы, наоборот, непрерывно падает. Основными
причинами этого являются: механический вынос минералов пустой породы;
уменьшение флотируемости крупных зерен (Wкф) из-за возрастающего
воздействия со стороны окружающих частиц и увеличения вероятности их
отрыва от пузырьков; увеличения флотируемости мелких частиц (Wмф) не
только флотируемых минералов, но и пустой породы вследствие увеличения
вероятности их столкновения с пузырьками. Количество шламов при
повышении плотности пульпы может возрастать за счет увеличения
истираемости) особенно хрупких минералов.
Максимальные значения удельной производительности (gp) и
минимальное значение удельного расхода электроэнергии по твердому (ер)
наблюдается при некоторых оптимальных значениях плотности пульпы.
Извлечение полезных компонентов в концентрат (ε) и аэрированность
(a) также имеют экстремальную зависимость от содержания твердого в
пульпе. Наиболее высокое извлечение (ε) и максимальная аэрация (а),
обусловленная лучшей диспергированностью и наиболее равномерным
80
распределением воздушных пузырьков, наблюдаются обычно при плотностях
пульпы, равных 20 - 30% твердого.
Выбор значений плотности пульпы на практике определяется, главным
образом, крупностью и плотностью флотируемого минерала, назначением
операции флотации, требуемым качеством продуктов флотации. Плотности
пульпы возрастают до 35 - 40% твердого с увеличением крупности и
удельного веса флотируемого материала и уменьшаются до 10 - 15% твердого
при большом содержании шламов и малой плотности обрабатываемого
материала.
С целью снижения потерь в хвостах в операциях основной и
контрольной флотации используются более плотные пульпы, содержащие 25
- 40% твердого. В операциях перечистки концентратов, цель которых состоит
в повышении их качества, применяют более разбавленные пульпы,
содержащие обычно 10 - 25% твердого.
При флотационном обогащении руд по сложным схемам для
поддержания оптимальной плотности пульпы в каждой операции приходится
иногда применять специальные меры по разбавлению (например,
концентратов перед их перечисткой) или сгущению продуктов (например,
промпродуктов или коллективных концентратов) перед дальнейшей их
флотационной переработкой.
Крупность флотируемого материала определяет, при прочих равных
условиях, эффективность работы флотационных машин. Ранее было
показано, что условия эффективной флотации тонких и крупных зерен
различны и требуют для своей реализации специальных конструкций машин.
По этой причине использование одного типа машин при переработке
материала широкого диапазона крупности приводит к тому, что основные
потери полезных минералов в хвостах обогатительных фабрик происходят изза плохой флотации или крупных, или тонких зерен, или из-за плохой
флотации и тех и других. Вследствие этого представляется целесообразным
при обогащении руд по сложным схемам, включающим циклы флотации
крупно- и тонкоизмельченных продуктов, применять различные типы
флотационных машин. Это позволяет достигать в каждом цикле максимально
возможные технологические показатели, обеспечивать высокую скорость и
низкую стоимость флотации.
Стремление создать наиболее благоприятные условия флотации
крупных и тонких частиц выражается во все большем распространении в
81
настоящее время на обогатительных фабриках схем с раздельной флотацией
песковой и шламовой частей флотируемого материала.
Скорость потока пульпы оказывает существенное влияние на
эффективность работы флотационных машин. Это влияние обусловлено
продольным перемешиванием в них пульпы. В процессе такого
перемешивания часть зерен флотируемого материала выносится в хвосты и
потери извлечения за счет этого не могут быть компенсированы более
длительным пребыванием в пульпе других частиц. Вследствие этого
изменение концентрации флотируемого минерала по фронту флотации
зависит от соотношения скоростей флотационного извлечения частиц и
продольного перемешивания пульпы.
В пневматической или аэролифтной машинах, в ванне которых пульпа
перемешивается относительно слабо, эти скорости сопоставимы и
концентрация полезного компонента плавно убывает от головы к
разгрузочному концу машины. Однако время флотации, необходимое для
получения хвостов с одинаковым содержанием в них извлекаемого
компонента (τ), в этих машинах (t2) будет больше, чем в машине
периодического действия (t1), кинетика флотации, в которых не осложняется
перемещением частиц с потоком пульпы.
В импеллерной машине перемешивание настолько сильное, что
концентрация полезного компонента в пульпе каждой камеры практически
постоянна и меняется скачкообразно при переходе пульпы из одной камеры в
другую. Вследствие этого для получения в хвостах того же содержания
извлекаемого компонента (τ) необходимо большее время флотации (t3 и t4),
чем в предыдущих случаях. При этом необходимое время флотации тем
больше, чем больше объем камеры флотационной машины (t4 больше t3).
Влияние продольного перемешивания и скачкообразности изменения
концентрации полезного компонента по фронту флотации можно уменьшить,
увеличивая скорость потока пульпы, проходящего через флотационные
машины. В практических условиях это достигается обычно заменой
параллельного включения машин на последовательное или уменьшением
размера камер. Увеличение скорости потока и числа камер за счет увеличения
скорости флотации сокращает необходимое время флотации, а притом же
времени флотации несколько повышает извлечение.
Оптимальная скорость потока пульпы зависит от конструктивных
особенностей флотационных машин. Для машин механического типа она
составляет около двух объемов пульпы на один объем камеры в минуту, для
82
машин пневмомеханического типа - несколько больше. Это особенно важно
для операций основной и контрольной флотации, через которые проходят
основные потоки пульпы на флотационной фабрике.
Продолжительность флотации влияет на ее технологические
показатели. Качество концентрата с увеличением времени флотации
непрерывно уменьшается, а извлечение - возрастает. Руды, требующие для
своей флотации 5-10 минут, считаются легкофлотируемыми; 15-20 минут среднефлотируемыми; более 25 минут - труднофлотируемыми. Время
флотации в перечистных операциях обычно не превышает 10 минут.
Интенсивность съема пены также оказывает влияние на
технологические показатели и может послужить средством оперативного
регулирования флотационного процесса при отсутствии на фабрике
надежных систем автоматизации.
За счет разрушения пузырьков и выпадения зерен пустой породы,
механически увлеченных в пену, верхние слои получаются богаче нижних.
Изменяя высоту удаляемого слоя пены можно регулировать качество
концентрата и извлечение флотируемого минерала.
При удалении только верхнего слоя пены качество концентрата и
селективность флотации повышаются, но извлечение падает в связи с тем, что
часть зерен флотируемого минерала будет выпадать из пенного слоя и
переходить в пульпу. При более полном и интенсивном съеме пены будет
наблюдаться обратная зависимость: ухудшение качества и повышение
извлечения флотируемого минерала.
Интенсивность удаления пены зависит от назначения операции: она
больше в операциях основной и контрольной флотации и гораздо меньше в
операциях перечистки концентратов. При механическом пеносъеме скорость
удаления пены регулируется числом оборотов и количеством лопастей
пеносъемника, высотой уровня пульпы; при самотечном удалении - расходом
воздуха, изменением уровня пульпы. Для повышения качества пенного
продукта В.А. Малиновским предложен адгезионный съем пены, по которому
сфлотированные зерна из пены подхватываются и транспортируются
поверхностью полупогруженного в пульпу барабана, с которого они
удаляются затем в желоб очищающим скребком.
4.4. ВЫБОР ФЛОТАЦИОННЫХ МАШИН
83
В зависимости от способа аэрации и перемешивания пульпы
флотационные машины подразделяются на три основных типа: механические,
пневмомеханические и пневматические.
При выборе машин для оснащения обогатительных фабрик исходят,
главным образом, из свойств руды, возможности получения максимальных
технологических показателей, минимальных энергетических затрат, простоты
регулировки и эксплуатации [4, 8, 9, 10].
Механические флотационные машины широко применяют для
флотации пульпы обычной крупности (максимальная крупность до 1 мм при
содержании класса -74 мкм не менее 50%) при развитых схемах флотации,
требующих регулирования уровня пульпы на малом числе камер и при
необходимости
подсосов
промежуточных
продуктов.
Применение
механических машин позволяет не создавать на фабрике воздуходувного
хозяйства.
При обогащении полиметаллических руд, со сложными схемами
переработки обычно используются механические машины, которые
обеспечивают
транспортировку
промпродуктов
без
установки
дополнительных насосов. В некоторых случаях на фабриках при обогащении
таких руд устанавливают несколько типов машин. Например, на ряде
полиметаллических фабрик США применяют машины типа «Денвер»,
«Фагергрен» и «Аджитейер».
Они обычно используются также при флотации крупнозернистых
материалов.
Пневмомеханические типа ФПМ используются в простых схемах
флотации, при крупности перерабатываемого материала не менее 40% класса
минус 0,074 мм с максимальной крупностью зерен до 1 мм.
Пневмомеханические машины имеют по сравнению с механическими
ряд преимуществ [14]. Так, при одинаковых технологических показателях
продолжительность флотации меньше на 35-40%, расход энергии на 1 т
меньше на 10-50%, возможна работа с высокими скоростями потока пульпы
(минутный дебит пульпы, подаваемой во флотационную машину, может
доходить до 2,5-3 геометрических объемов камеры), возможна регулировка
аэрации пульпы в широких пределах, вплоть до 1,5-1,8 м3 воздуха в минуту
на 1 м3 пульпы.
Пневмомеханические
машины,
вследствие
указанных
выше
особенностей, наиболее часто применяются к установке в основных и
84
контрольных операциях флотации. В машину можно включить механические
камеры для подсоса продуктов и для приема пульпы (как головную камеру).
Недостатком пневматических флотационных машин является то, что
при флотации труднофлотируемых руд получают недостаточно стабильные
технологические показатели и концентраты высокой влажности, возникает
опасность выпадения крупных и более плотных частиц на дно ванны или
накапливание таких частиц в нижней зоне ванны, невозможность
подсасывания промпродуктов, что при сложных схемах обогащения вызывает
необходимость установки большого числа насосов. Пневматические
флотационные машины следует применять при сочетании следующих
условий: легкой флотируемости полезного ископаемого, малой или средней
его плотности, простой схеме обогащения и большом выходе концентрата.
При других условиях в большинстве случаев следует выбирать
пневмомеханические машины. Однако, если по технологическим причинам
процесс флотации нельзя интенсифицировать, то механические машины
могут оказаться наиболее экономичными.
Современной тенденцией является разработка новых конструкций
флотационных машин с камерами большого объема (до 100м3 и более). Такие
машины получили широкое распространение на медных, медномолибденовых, медно-никелевых и молибденовых фабриках США, Канады,
Чили, Австралии и других стран, оборудованных крупными мельницами
(объемом до 150 м3).
Технологические показатели, получаемые во флотомашинах с камерами
большого объема не уступают показателям стандартных машин, при более
низких капитальных затратах и эксплуатационных расходах и более
стабильном технологическом процессе. Высокая производительность новых
флотомашин с камерами большого объема дает возможность существенно
укрупнять секции, сокращает коммуникации и вспомогательное
оборудование, уменьшает число точек и приборов автоматического контроля
и управления технологическим процессом, повышает производительность
труда. Следует отметить, что в большинстве новых машин регулирование
уровня пены и пульпы автоматизировано.
Большой интерес представляет колонная флотомашина и флотационная
машина Максвелла, объемом до 65 м3. Например, замена обычных
механических флотомашин на канадской фабрике «Опемиска» колонными, с
объемом колонны около 60 м3, снизила расход электроэнергии и затраты на
ремонт и обслуживание более чем в 2 раза.
85
Для повышения эффективности обогащения за счет флотации
крупнозернистых частиц целесообразно использовать при флотации руд
флотационные машины с кипящим слоем и машины пенной сепарации.
Пенная сепарация в первую очередь должна применяться для извлечения из
руды и хвостов частиц крупнее 0,074 мм; например, в межцикловой флотации
на крупнозернистых пульпах и для обогащения песковой фракции хвостов.
4.5. ОСНОВНЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ СОВЕРШЕНСТВОВАНИЯ
ФЛОТАЦИОННЫХ МАШИН
Разработка и промышленное внедрение новых конструкций
флотомашин – одно из наиболее крупных достижений современной
обогатительной техники.
В настоящее время ведутся обширные теоретические исследования,
практические дискуссии по конструкциям и результатам работы новых
машин, выдвигаются новые требования к флотомашинам, в частности, для
раздельной флотации крупного материала и шламов.
При разработке новых флотационных машин, в том числе для флотации
очень тонких (5-10 микрон) и крупных частиц (до 3-5 мм), основной целью
является интенсификация процесса флотации, уменьшение энергозатрат,
снижение капитальных и эксплуатационных затрат.
Основными направлениями совершенствования и разработки новых
флотационных машин являются:
– создание крупноразмерных флотационных машин высокой
производительности,
обеспечивающих
снижение
капитальных
и
эксплуатационных затрат. С 90-стых годов прошлого столетия вместимость
камер возросла до 300-500м3;
– переход в машинах больших размеров с режима самозасасывания
воздуха на режимы с принудительной подачей воздуха от воздуходувных
аппаратов;
– увеличение глубины существующих и вновь создаваемых
флотационных машин;
– модернизация аэраторов (импеллеров и успокоителей) в направлении
улучшения диспергирования воздуха, равномерного распределения
пульповоздушной смеси по объему камеры и ламинаризации потoков;
86
– модернизация аэраторов с целью снижения потребляемой ими
электроэнергии и повышения срока службы. Одним из путей решения этой
задачи является подача в аэратор циркуляционного потока пульпы из верхней
зоны машины, в которой отсутствуют крупные, наиболее абразивные частицы
твердого;
– создание оптимальных гидродинамических условий для процессов
минерализации пузырьков и выделения из пульпы флотационных комплексов
в камерах меньшего размера.
– применение в машинах устройств, ускоряющих продвижение пены к
пенному сливному порогу.
4.6. РАСЧЕТ ФЛОТАЦИОННЫХ МАШИН
Выбор целесообразно начинать с камер большого объема.
Необходимое число камер механических и пневмомеханических машин
подсчитывается отдельно для каждой операции по формуле:
n=
V ⋅ t ⋅ a
1440 ⋅ Vk ⋅ k
,
(4.1)
где n - требуемое для операции число камер; V - суточный объем
флотируемой пульпы, м3/сут; t - продолжительность флотации в
рассматриваемой операции, мин; Vk - геометрический объем камеры, м3; k отношение объема пульпы в камере при работе флотационной машины к
геометрическому объему камеры (0,7-0,8); al - коэффициент, учитывающий
скорость флотации (для пневмомеханических - 0.8, для механических - 1).
Для основных и контрольных операций флотации необходима проверка
флотационных машин по дебету пульпы, который должен быть в пределах 0.7
- 3 геометрического объема камеры [4].
Для получения хороших результатов в перечистках концентрата
расчетное число камер для этих операций должно быть не менее 2 [4].
Как было указано выше, пневмомеханические машины имеют ряд
преимуществ перед другими типами машин. Поэтому для основных и
контрольных операций в первую очередь выбираются и рассчитываются
типоразмеры камер пневмомеханических машин, затем - механических
машин.
Для перечистных операций флотации предусмотрены только
механические машины, так как в перечистных операциях имеется много
87
циркулирующих
продуктов,
для
перекачки
которых
в
случае
пневмомеханических машин потребовалось бы ставить насосы.
Расчет
флотационных машин
производится по программе
«Флотомашина».
База данных приложения содержит информацию об основных
отечественных и зарубежных моделях флотомашин, используемых при
обогащении полезных ископаемых.
Выбор и расчет флотомашин производится по стандартной методике.
Исходные данные для расчета:
- Расход пульпы в операциях (по результатам расчета качественноколичественной и водно-шламовой схемы) ;
- Время флотации в каждой операции .
Начало работы
Таблица 4.1
При
открытии
программы на экране
появляется главное окно
с кнопками выбора (табл
4.1).
Рекомендуемая
последовательность
выбора окон:
• ввод
исходных
данных
• расчет флотомашин
• просмотр
результатов расчета
• печать результатов
расчета
• экспорт
результатов расчета
Таблица 4.2
Ввод
исходных
данных
Для
расчета
необходимы данные об
объемах пульпы во всех
рассчитываемых
операциях и времени
флотации. Эти сведения
вводятся
в
таблицу
исходных данных в окне
«Ввод исходных данных»
88
(табл 4.2). Количество
операций не ограничено.
89
ВНИМАНИЕ!!! Расход пульпы в этой программе задается в м3/мин
Таблица 4.3
Каталог флотомашин
В этом окне представлены данные о флотомашинах, сведения о которых
имеются в базе данных (табл. 4.3).
Основные технические характеристики отражены на первом вкладыше.
Здесь же, в правой нижней части окна - поле поиска марки флотомашины в
базе данных. В левой нижней части окна - ссылки на документы с более
подробными
сведениями
о
выбранной
флотомашине.
На втором и третьем вкладышах – изображение машины и текстовое
описание.
Окно для выбора и расчета флотомашин (табл. 4.4) состоит из
нескольких областей. Справа находятся кнопки для выбора типов
флотомашин, учитываемых при выборе и расчете, а также кнопки для выбора
страны-производителя. По умолчанию используются отечественные
механические и пневмомеханические флотомашины (ФМ и ФПМ).
В нижней левой части окна – переключатель для перехода между
операциями. Операции нумеруются в том же порядке, в каком они
перечислены в окне Ввод исходных данных.
90
Таблица 4.4
Выше расположена таблица с предварительными результатами расчета
вариантов установки флотомашин в операции. Отображаются только
варианты установки, для которых минутный дебит пульпы находится в
разумных пределах. Для сравнения вариантов отображаются минутный дебит
пульпы, масса машины, занимаемая площадь пола, установочная мощность,
потребляемая мощность и общая потребляемая мощность (с учетом
мощности воздуходувок для пневмомеханических и пневматических машин).
Основанием для выбора варианта является:
– соответствие расчетного минутного дебита пульпы оптимальному для
данного типа машины (только для основной и контрольных операций);
– минимальная масса флотомашины и занимаемая площадь пола
(приблизительно соответствует минимальным капитальным затратам);
–
минимальное
общее
энергопотребление
(приблизительно
соответствует минимальным эксплуатационным затратам).
При расчете вариантов не учитываются особенности компоновки камер
флотомашин, поэтому при окончательном расчете варианта число камер
должно корректироваться. Например, флотомашины ФМ малых размеров
поставляются 2-х и 4-х камерными секциями, поэтому окончательное число
камер в этом случае должно быть кратно двум или четырем.
В верхней части окна расположена строка окончательного расчета
выбранного варианта. Здесь в колонке Марка флотомашины нужно выбрать
из выпадающего списка вариант, который вам показался оптимальным, и
ввести в колонку Количество камер откорректированное число камер.
91
После завершения расчета нужно перейти к следующей операции.
Сохранение результатов не требуется, все данные сохраняются
автоматически.
ВНИМАНИЕ!!
В некоторых случаях таблица предварительного расчета варианта не
обновляется – это связано с особенностями работы различных версий
Windows. В этом случае рекомендуется нажать кнопку принудительного
обновления (ê).
Подсказки
Для упрощения ориентировки в этом окне предусмотрены
всплывающие подсказки для каждого элемента окна.
Просмотр, экспорт и печать
Осуществляются с помощью кнопок над таблицей предварительного
расчета.
ВНИМАНИЕ!!!
Результаты расчета автоматически сохраняются в базе данных и
автоматически уничтожаются при следующем расчете. Поэтому, если вы
хотите сохранить результаты для последующего использования, следует
экспортировать их в файл MS Word или MS Excel.
4.7. Задачи для самостоятельного решения
Задача 4.1 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Алтын-Топканского месторождения.
Расход пульпы в основной флотации – 13819 м3/сут
Время флотации – 8 минут
Расход пульпы в перечистке 2786 м3/сут
Время флотации – 8 минут
Ответ: основная флотация: 8 камер ФПМ 12.5;перечистка: 4 камеры
ФМ 6.3
Задача 4.2 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Кургашинканского месторождения.
Расход пульпы в основной флотации – 12986 м3/сут
Время флотации – 8 минут
Расход пульпы в контрольной флотации – 16111 м3/сут
Время флотации – 9 минут
Ответ: основная флотация: 6 камер ФПМ 12.5; контрольная флотация:
8 камер ФПМ 12.5
Задача 4.3 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Алтын-Топканского месторождения.
Расход пульпы в основной флотации – 3451 м3/сут
Время флотации – 7 минут
Расход пульпы в перечистке – 2763 м3/сут
92
Время флотации – 5 минут
Ответ: основная флотация: 10 камер ФПМ 6.3; перечистка: 4 камеры
ФМ 3.2
Задача 4.4 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Сорского месторождения
Расход пульпы в основной флотации – 6758 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Расход пульпы в контрольной флотации – 6673 м3/сут
Время флотации – 5 минут
Ответ: основная флотация: 6 камер ФПМ 6.3; контрольная флотация: 4
камеры ФПМ 6.3
Задача 4.5 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Миргалимсайского месторождения
Расход пульпы в основной флотации – 9068 м3/сут
Время флотации – 9 минут
Расход пульпы в перечистке – 3032 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: основная флотация 10 камер ФПМ 6.3; Перечистка: 4 камеры
ФМ 6.3
Задача 4.6 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Учалинского месторождения
Расход пульпы в основной флотации – 7509 м3/сут
Время флотации – 8 минут
Расход пульпы в контрольной флотации – 5611 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: основная флотация: 8 камер ФПМ 6.3; контрольная флотация: 6
камер ФПМ 6.3
Задача 4.7 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Гайского месторождения
Расход пульпы в основной флотации – 12529 м3/сут
Время флотации – 9 минут
Расход пульпы в перечистке – 2001 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: основная флотация: 14 камер ФПМ 6.3; перечистка: 4 камеры
ФМ 3.2
Задача 4.8 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Молодёжного месторождения
Расход пульпы в основной флотации – 11612 м3/сут
Время флотации – 8 минут
Расход пульпы в контрольной флотации – 21384 м3/сут
Время флотации – 7 минут
Ответ: основная флотация: 12 камер ФПМ 6.3; контрольная флотация:
12 камер ФПМ 6.3
93
Задача 4.9 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Кургашинканского месторождения
Расход пульпы в основной флотации – 11312 м3/сут
Время флотации – 9 минут
Расход пульпы в перечистке – 1636 м3/сут
Время флотации – 7 минут
Ответ: основная флотация: 14 камер ФПМ 6.3; перечистка: 4 камеры
ФМ 3.2
Задача 4.10 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Зыряновского месторождения
Расход пульпы в контрольной флотации – 17000 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Расход пульпы во второй перечистке – 781 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: контрольная флотация: 8 камер ФПМ 12.5; вторая перечистка: 4
камеры ФМ 1.2
Задача 4.11 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Норильской фабрики
Расход пульпы в основной флотации – 16544 м3/сут
Время флотации – 8 минут
Расход пульпы в 3-й перечистке – 473 м3/сут
Время флотации – 5 минут
Ответ: основная флотация: 8 камер ФПМ 12.5 ; 3-я перечистка: 6 камер
ФМ 1.4
Задача 4.12 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Кафанской фабрики
Расход пульпы в контрольной флотации – 19192 м3/сут
Время флотации – 7 минут
Расход пульпы в 4-ой перечистке – 393 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: контрольная флотация: 8 камер ФПМ 12.5; 4-я перечистка: 4
камеры ФМ 1.2
Задача 4.13 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Джезказганской фабрики
Расход пульпы в основной флотации – 20700 м3/сут
Время флотации – 7 минут
Расход пульпы в первой перечистке – 2400 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: основная флотация: 8 камер ФПМ 12.5; первая перечистка: 4
камеры ФМ 1.2
Задача 4.14 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Сихоте-Алинской фабрики
Расход пульпы в контрольной флотации – 17080 м3/сут
94
Время флотации – 7 минут
Расход пульпы во 2-ой перечистке – 754 м3/сут
Время флотации – 5 минут
Ответ: контрольная флотация: 6 камер ФПМ 12.5; 2-я перечистка: 4
камеры ФМ 1.2
Задача 4.15 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Лениногорской фабрики
Расход пульпы во 2-ой контрольной флотации – 21300 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Расход пульпы в 3-ей перечистке – 1186 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: 2-я контрольная флотация: 8 камер ФПМ 12.5; 3-я перечистка: 8
камер ФМ 1.2
Задача 4.16 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Сибайской фабрики
Расход пульпы в основной флотации – 22340 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Расход пульпы в перечистке – 9554 м3/сут
Время флотации – 8 минут
Ответ: основная флотация: 8 камер ФПМ 12.5; перечистка: 12 камер
ФМ 6.3
Задача 4.17 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Балхашской фабрики
Расход пульпы во 2-ой основной флотации – 18840 м3/сут
Время флотации – 5 минут
Расход пульпы во 2-ой перечистке – 3583 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: 2-я основная флотация: 6 камер ФПМ 12.5; 2-я перечистка: 4
камеры ФМ 6.3
Задача 4.18 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Сибайской фабрики
Расход пульпы в контрольной флотации – 18320 м3/сут
Время флотации – 12 минут
Расход пульпы в 3-ей перечистке – 2355 м3/сут
Время флотации – 8 минут
Ответ: контрольная флотация: 14 камер ФПМ 12.5; 3-я перечистка: 4
камеры ФМ 6.3
Задача 4.19 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Каджаранской фабрики
Расход пульпы во 2-ой контрольной флотации – 15670 м3/сут
Время флотации – 10 минут
Расход пульпы в 4-ой перечистке – 2620 м3/сут
Время флотации – 6 минут
95
Ответ: 2-я контрольная флотация: 10 камер ФПМ 12.5; 4-я перечистка:
4 камеры ФМ 6.3
Задача 4.20 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Зыряновской фабрики
Расход пульпы в 3-ей контрольной флотации – 2807 м3/сут
Время флотации – 10 минут
Расход пульпы в 5-ой перечистке – 3580 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: 3-я контрольная флотация: 8 камер ФПМ 3.2; 5-я перечистка: 4
камеры ФМ 6.3
Задача 4.21 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Башкирской фабрики
Расход пульпы в основной флотации – 2820 м3/сут
Время флотации – 10 минут
Расход пульпы в перечистке – 1445 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: основная флотация: 8 камер ФПМ 3.2; перечистка: 4 камеры
ФМ 3.2
Задача 4.22 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Кафанской фабрики
Расход пульпы во 2-ой основной флотации – 14800 м3/сут
Время флотации – 20 минут
Расход пульпы в перечистке – 1250 м3/сут
Время флотации – 10 минут
Ответ: 2-ая основная флотация: 18 камер ФПМ 12.5; перечистка: 4
камеры ФМ 3.2
Задача 4.23 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды фабрики Эрдэнэт
Расход пульпы в контрольной флотации – 14880 м3/сут
Время флотации – 18 минут
Расход пульпы в первой перечистке – 968 м3/сут
Время флотации – 10 минут
Ответ: контрольная флотация: 16 камер ФПМ 12.5; 1-я перечистка: 4
камеры ФМ 3.2
Задача 4.24 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Джезказганской фабрики
Расход пульпы в 1-й контрольной флотации – 1268 м3/сут
Время флотации – 15 минут
Расход пульпы во 2-ой перечистке – 437 м3/сут
Время флотации – 10 минут
Ответ: 1-я контрольная флотация: 10 камер ФПМ 12.5; 2-ая
перечистка: 4 камеры ФМ 1.2
96
Задача 4.25 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Шабровской фабрики
Расход пульпы во 2-ой контрольной флотации – 1412 м3/сут
Время флотации – 15 минут
Расход пульпы в 3-ей перечистке – 276 м3/сут
Время флотации – 8 минут
Ответ: 2-я контрольная флотация: 10 камер ФПМ 6.3; 3-я перечистка: 6
камер ФМ 0.4
Задача 4.26 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Кремиковской фабрики
Расход пульпы в 3-ей контрольной флотации – 1059 м3/сут
Время флотации – 15 минут
Расход пульпы в 4-ой перечистке – 73 м3/сут
Время флотации – 8 минут
Ответ: 3-я контрольная флотация: 8 камер ФПМ 6.3; 4-я перечистка: 4
камеры ФМ 0.2
Задача 4.27 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Салаирской фабрики
Расход пульпы в основной флотации – 1205 м3/сут
Время флотации – 15 минут
Расход пульпы в перечистке – 60 м3/сут
Время флотации – 9 минут
Ответ: основная флотация: 8 камер ФПМ 6.3; перечистка: 4 камеры
ФМ 0.2
Задача 4.28 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Донского ГОКа
Расход пульпы в контрольной флотации – 726 м3/сут
Время флотации – 16 минут
Расход пульпы в 1-й перечистке – 17,5 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: контрольная флотация: 6 камер ФПМ 6.3; 1-я перечистка: 2
камеры ФМ 0.2
Задача 4.29 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Миргалимсайского месторождения
Расход пульпы в основной флотации – 12468 м3/сут
Время флотации – 8 минут
Расход пульпы во 2-ой перечистке – 878 м3/сут
Время флотации – 5 минут
Ответ: основная флотация: 12 камер ФПМ 6.3; 2-ая перечистка: 4
камеры ФМ 1.2
Задача 4.30 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Красноуральской фабрики
Расход пульпы в коллективной флотации – 15952 м3/сут
97
Время флотации – 6 минут
Расход пульпы в цикле селекции – 288 м3/сут
Время флотации – 5 минут
Ответ: коллективная флотация: 6 камер ФПМ 12.5; цикл селекции: 4
камеры ФМ 0,4
Задача 4.31 Выбрать и рассчитать флотационные машины для
обогащения руды Шабровской фабрики
Расход пульпы в талькомагнезитовой флотации – 18231 м3/сут
Время флотации – 6 минут
Ответ: талькомагнезитовая флотация: 6 камер ФПМ 12.5
98
РЕКОМЕНДУЕМЫЙ БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
1.
Глембоцкий
В.А.
Флотационные
методы
обогащения
[Текст]:Учебник для ВУЗов / В.А. Глембоцкий, В.И. Классен. М.: Недра,
1981. 304с.
2. Абрамов, А.А. Флотационные методы обогащения [Текст]:
Т.4.учебник для ВУЗов / А.А.Абрамов. М.:МГГУ,2008.707с.
3. Хан Г.А. Флотационные реагенты и их применение [Текст] / Г.А.
Хан, Л.И. Габриелова, Н.С. Власова. М.: Недра, 1986. 272с.
4. Разумов К. А. Проектирование обогатительных фабрик [Текст]:
Учебник для ВУЗов / К. А. Разумов, В. А. Перов. М.: Недра, 1982. 518с.
5. Митрофанов С.И. Исследование полезных ископаемых на
обогатимость [Текст] / С. И. Митрофанов, Л. А. Барский, В. Д. Самыгин. М.:
Недра, 1974. 494с.
6. Брагина В.И. Технология обогащения и переработки горнохимического сырья [Текст]: учебное пособие / В.И. Брагина. Красноярск:
ИПК СФУ,2009.204с.
7. Брагина В.И. Технология обогащения и переработки
неметаллических полезных ископаемых [Текст]: учебное пособие / В.И.
Брагина.Красноярск: ИПК СФУ,2009.228с.
8. Богданов О.С. Справочник по обогащению руд .Основные процессы
[Текст]: ч. 1 / Гл. ред. О.С. Богданов. М.: Недра, 1983. 384с.
9. Богданов О.С. Справочник по обогащению руд .Обогатительные
фабрики [Текст]: ч. 3 / Гл. ред. О.С. Богданов. М.: Недра, 1984. 358с.
10.Тихонов О.Н. Справочник по проектированию обогатительных
фабрик [Текст]: книга 1 / О.Н. Тихонов, В.В. Рыбаков, В.Ф. Баранов. М.:
Недра, 1988. 375с.
11. Абрамов А.А. Переработка, обогащение и комплексное
использование твердых полезных ископаемых. Обогатительные процессы и
аппараты [Текст]: Т. 1.Учебник для ВУЗов / А.А. Абрамов. М.: МГГУ, 2001.
470с.
12. Фатьянов А.В. Проектирование обогатительных фабрик [Текст]:
учебное пособие / А.В. Фатьянов. Чита: ЧитГТУ, 2003. 300с.
13. Абрамов А.А. Переработка, обогащение и комплексное
использование твердых полезных ископаемых.Технология обогащения
полезных ископаемых [Текст]: Т. 2.Учебник для ВУЗов / А.А. Абрамов, М.:
МГГУ, 2004. 510с.
14. Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных
металлов [Текст]: учебное пособие / А.А. Абрамов. М.: МГТУ, 2005. 510с.
15. Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных
металлов [Текст]:книга1. Т. 3.Учебное пособие для ВУЗов / А.А. Абрамов,
М.: МГГУ, 2005. 575с.
99
16. Абрамов А.А. Технология переработки и обогащения руд цветных
металлов [Текст]:книга2. Т. 3.Учебное пособие для ВУЗов / А.А. Абрамов,
М.: МГГУ, 2005. 471с.
100
ОГЛАВЛЕНИЕ
1.
Физико-химические основы процесса флотации………….…………4
1.1.
Взаимодействие минералов с водой и растворенными в ней
веществами……………………………………………………………...…5
1.1.1. Растворы………………………………………………………….....5
1.1.1.1.Задачи для самостоятельного решения………………….8
1.1.2. Влияние состояния минеральной поверхности на степень ее
гидрофильности и характер адсорбции реагентов………….…..12
1.1.2.1. Кристаллохимическое строение минералов……………12
1.1.2.2. Неоднородность поверхности минерала………………..14
1.1.2.3. Изоморфные замещения в кристаллической решетке…19
1.1.2.4. Влияние совместного нахождения минералов в руде на
результаты воздействия на них воды и кислорода…......20
1.1.2.5. Растворимость минералов воде....………………………21
1.1.2.6.Задачи для самостоятельного решения ………………...23
1.1.3. Образование двойного электрического слоя……………………25
1.1.3.1.Задачи для самостоятельного решения..….…………….31
1.2.
Основы теории минерализации пузырьков при флотации……………32
1.2.1. Поверхностные явления…………………………………………..32
1.2.1.1.Задачи для самостоятельного решения …………………..38
1.2.2. Взаимодействие на границе раздела твердое – жидкое – газ.....40
1.2.2.1. Задачи для самостоятельного решения……………….44
2.
Флотационные реагенты............................................................................48
2.1. Классификация реагентов……………………………………………....48
101
2.2. Задачи для самостоятельного решения....................................................50
3.
Практика флотационного обогащения полезных ископаемых........51
3.1. Флотация полезных ископаемых с аполярными несульфидными
минералами................................................................................................51
3.2. Флотация сульфидных руд........................................................................52
3.2.1. Флотация медных руд.....................................................................52
3.2.2. Флотация медно-молибденовых руд.............................................53
3.2.3. Флотация медно-цинковых, свинцово-цинковых и медносвинцово-цинковых руд…………………….……………………56
3.3. Флотация руды полярными несульфидными минералами....................60
3.3.1. Флотация флюоритовых руд..........................................................61
3.3.2. Флотация апатита и фосфоритов...................................................62
3.3.3. Флотация барита..............................................................................67
3.3.4. Флотация шеелитовых руд.............................................................67
3.4. Флотация силикатов и окислов.................................................................68
3.4.1. Флотация силикатов........................................................................68
3.4.2. Флотация окислов............................................................................71
3.5. Задачи для самостоятельного решения....................................................73
4.
Флотационные машины..............................................................................77
4.1. Физические основы минерализации пузырьков воздуха в пульпе
флотационных машин...............................................................................77
4.2. Требования, предъявляемые к современным флотационным
машинам.....................................................................................................78
4.3. Основные факторы, влияющие на эффективность работы
флотационных машин...............................................................................79
102
4.4. Выбор флотационных машин...................................................................84
4.5. Основные направления совершенствования флотационных машин....87
4.6. Расчет флотомашин...................................................................................88
4.7. Задачи для самостоятельного решения....................................................92
Рекомендуемый библиографический список......................................................99
103
Учебное издание
Брагина Вера Ивановна
Брагин Виктор Игоревич
ФЛОТАЦИОННЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ
Учебное пособие по практическим занятиям
Редактор
Компьютерная верстка:
104