WWW.DISS.SELUK.RU

БЕСПЛАТНАЯ ЭЛЕКТРОННАЯ БИБЛИОТЕКА
(Авторефераты, диссертации, методички, учебные программы, монографии)

 

Pages:     | 1 | 2 ||

«Н. И. Воробьев, Д. М. Новик ОБОГАЩЕНИЕ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ Рекомендовано учебно-методическим объединением высших учебных заведений Республики Беларусь по химико-технологическому образованию в качестве пособия для ...»

-- [ Страница 3 ] --

собиратели должны быть нетоксичными, хорошо растворяться в воде, иметь стабильный состав, быть доступными и дешевыми.

6.2. Минерализация пузырьков воздуха при флотации Прилипание частиц минералов к пузырькам воздуха является основным актом процесса пенной флотации. Операции измельчения руды, обработки ее реагентами, перемешивания во флотомашинах являются вспомогательными и создают наиболее благоприятные условия для избирательного, быстрого и прочного прилипания частиц минерала к пузырькам воздуха.

осуществляется двумя способами: столкновением пузырьков воздуха с частицами минералов при перемешивании пульпы и при выделении пузырьков воздуха из раствора на поверхности минералов (растворенный воздух).

При флотации система из менее устойчивого состояния переходит в более устойчивое состояние. Принципиальная возможность осуществления такого процесса может быть установлена на основании второго закона термодинамики. Согласно этому закону всякий процесс или реакция могут протекать самопроизвольно только в том направлении, в котором происходит уменьшение свободной энергии системы. В данном случае запас свободной энергии системы до прилипания частицы к пузырькам будет равен где Sж – г, Sт – ж – площади поверхностей раздела фаз жидкость – газ и жидкость – твердое; ж – г, т – ж – поверхностные энергии на этих разделах.

Запас свободной энергии системы после прилипания частицы к пузырьку, отнесенный к площади прилипания 1 см2, определяется по формуле Уменьшение свободной энергии системы имеет место при условии, если или Однако этим уравнением нельзя пользоваться для расчетов, так как поверхностные энергии твердых тел не могут быть измерены. В то же время убыль свободной энергии системы после прилипания частицы к пузырьку воздуха, отнесенная к 1 см2 площади прилипания, может быть рассчитана по уравнению где – краевой угол смачивания.

Отсюда следует, что чем больше краевой угол смачивания, тем больше убыль свободной энергии при прилипании частицы к пузырьку воздуха. Следовательно, чем гидрофобнее поверхность минерала, тем прочнее он будет прилипать к пузырьку воздуха.

Прилипание твердой частицы к пузырьку воздуха происходит в результате их столкновения друг с другом, которое обеспечивается интенсивным перемешиванием суспензии во флотомашине. Частицы минерала и пузырьков воздуха отделены друг от друга водной прослойкой и гидратными оболочками адсорбированных молекул воды. При сближении частицы с пузырьком воздуха происходит вытеснение воды из зазора между ними, а затем разрушение гидратных оболочек. Поэтому для обеспечения слипания пузырьков воздуха с частицей сила столкновения должна быть достаточной для преодоления сопротивления водной прослойки и гидратных оболочек разрушению. При этом чем меньше толщина и прочность гидратной оболочки, тем меньше сила столкновения, обеспечивающая их слипание. В связи с этим гидрофобные частицы легко прилипают к пузырькам воздуха и прочно закрепляются на их поверхности, а гидрофильные частицы, окруженные прочной гидратной оболочкой с пузырьками воздуха, не слипаются и остаются в объеме жидкости.

Однако прочность закрепления частиц на пузырьках воздуха зависит не только от свойств их поверхности, но и от их размеров и плотности частиц. При интенсивном перемешивании пульпы во флотационной машине в них возникают различные силы, стремящиеся оторвать от пузырька воздуха прилипшие к нему частицы минералов. К числу этих сил относятся силы тяжести частиц, силы трения и силы инерции, возникающие при изменении скорости движения минерализованного пузырька, а также при столкновении пузырьков друг с другом или со стенками и деталями флотационной машины. Из всех отрывающих сил наибольшую величину имеют силы инерции. Поскольку они пропорциональны массе частицы, то с увеличением их размера и плотности отрывающие силы резко возрастают, поэтому крупные и тяжелые частицы отрываются от пузырьков воздуха и не флотируются. Следовательно, флотируемость частиц зависит от их размеров.

При флотации в пульпе находятся частицы самых разных размеров – от нескольких миллиметров до десятых долей микрона.

Из всех этих фракций с наибольшей эффективностью разделяются при флотации частицы некоторых средних размеров (от 0,1 до 0,02 мм).

Частицы крупных размеров легко отрываются от пузырьков воздуха и переходят в хвосты. При этом извлечение полезных компонентов в концентрат снижается.

Наиболее отрицательное влияние на флотацию оказывают тонкие шламовые фракции с размером частиц менее 10 микрон.

Тонкие частицы отличаются специфическими физическими и физикохимическими свойствами. Малый размер частиц обуславливает их огромную удельную поверхность, большую адсорбционную способность и более быстрое растворение.

Благодаря этим свойствам, тонкие шламы налипают на более крупные частицы, образуя на их поверхности шламовые покрытия.

Шламовый покров на поверхности минеральной частицы препятствует ее прилипанию к пузырьку воздуха по следующим причинам. Тонкие частицы шламового покрова сильно гидратированы, что вызывает гидрофилизацию поверхности частицы и подавление ее флотации. Вследствие этого снижается извлечение в пену минеральных частиц, подлежащих флотации. Кроме того, наблюдается загрязнение пенного продукта мелкими фракциями пустой породы, т. е. происходит ухудшение качества концентрата.

Тонкие шламовые частицы, обладающие высокой флотоактивностью, покрывают своеобразной браней поверхность воздушных пузырьков, что приводит к ухудшению прилипания к этим пузырькам частиц нормальной флотационной крупности. По этой причине также снижается извлечение полезных минералов в пенный продукт.



Тонкие шламовые частицы, имеющие большую удельную поверхность, поглощают из пульпы гораздо большее количество реагентов, чем крупные. Поэтому в присутствии тонких шламов расход реагентов-собирателей возрастает. Кроме того, из-за повышенной адсорбционной способности происходит адсорбция собирателей не только на частицах полезных минералов, но и на частицах пустой породы, в связи с чем эти частицы гидрофобизируются и частично переходят в пенный продукт, загрязняя концентрат.

Из-за высокой удельной поверхности и малых размеров тонкие шламы обладают пониженной скоростью флотации, так как для их извлечения в пенный продукт требуется огромное количество воздушных пузырьков, т. е. в присутствии тонких шламов возникает необходимость в резком увеличении аэрации пульпы. Поскольку в действующих флотационных машинах резкое увеличение аэрации пульпы невозможно, то флотация протекает при постоянной нехватке воздушных пузырьков, поэтому время флотации увеличивается и часть тонких частиц не успевает перейти в пенный продукт и теряется с хвостами.

Для снижения отрицательного влияния тонких шламов на флотацию необходимо:

минимальное переизмельчение руды;

добавление реагентов, предотвращающих образование шламовых покровов на минералах и пузырьках;

применение более разбавленных пульп, уменьшающих переход тонких частиц в пену за счет механического выноса;

применение реагентов-депрессоров, подавляющих адсорбцию собирателей на шламах;

предварительная классификация пульпы на песковую и шламовую фракции и их раздельная флотация;

предварительное обесшламливание пульпы перед флотацией.

В практических условиях оптимальные режимы флотации, т. е.

крупность измельчения, время флотации и реагентные режимы, для каждого вида руды подбираются экспериментальным путем.

По практическим данным верхний предел крупности флотируемых частиц для различных минералов составляет:

сульфидные минералы – 0,15–0,25 мм;

несульфидные окисленные минералы – 0,2–0,3 мм;

самородная сера – 0,5–1 мм.

Для флотации крупных частиц необходимы следующие условия:

1) максимальная гидрофобизация поверхности минералов за счет повышения расхода собирателей и введения в пульпу аполярных реагентов, повышающих прочность закрепления частиц на пузырьках воздуха;

2) повышенная аэрация пульпы с целью создания условий для образования более крупных пузырьков воздуха, а также для групповой флотации крупных частиц несколькими пузырьками воздуха;

3) создание спокойных восходящих потоков пульпы в средней зоне флотационной машины с целью уменьшения инерционных сил отрыва частиц от пузырьков воздуха.

Эти условия создаются путем изменения конструкции флотационных машин за счет установки успокоительных решеток, а также за счет изменения способа подачи пульпы во флотомашину.

В частности, для обеспечения крупнозернистой флотации предложено подавать флотационную пульпу на поверхность пенного слоя. При этом крупные гидрофобные частицы удерживаются в пенном слое, а гидрофильные частицы погружаются в объем пульпы.

Этот метод флотации получил название пенной сепарации. При пенной сепарации размер флотируемых частиц возрастает до 2–4 мм.

Этот метод весьма перспективен и быстро развивается.

6.3. Флотационные пены Технико-экономические показатели процесса флотации во многом определяются свойствами флотационных пен. Флотационная пена должна быть достаточно устойчивой и удерживать всплывшие с пузырьками воздуха частицы флотируемых минералов. В процессе отстаивания пена частично разрушается, теряя при этом значительную часть прилипших минеральных частиц. Разрушение пены происходит в результате слияния отдельных пузырьков друг с другом.

Флотационные пены состоят из пузырьков воздуха, разграниченных прослойками воды. К поверхности пузырьков прилипают гидрофобные частицы минералов.

В процессе отстаивания пены вода, находящаяся в прослойках между пузырьками стекает вниз, при этом толщина водных прослоек уменьшается, пузырьки воздуха сливаются друг с другом и пена разрушается. При этом значительная часть сфлотированных минералов выпадает из пены обратно в пульпу, в результате чего флотация замедляется и снижается извлечение.

В первую очередь из пены выпадают гидрофильные минералы, т. е. пустая порода, поэтому при отстаивании пены происходит дополнительное обогащение концентрата.

характеризуется данными, приведенными в табл. 6.2.

Изменение показателей минерализации пены при отстаивании Эти данные показывают, что содержание в пене твердого снижается значительно быстрее, чем извлечение полезного компонента. Это происходит за счет того, что в первую очередь из пены выпадают минералы пустой породы. Для сохранения достаточно высокого извлечения полезного компонента время отстаивания пены должно быть небольшим, т. е. пена должна быстро удаляться с поверхности суспензии. Регулирование свойств пены осуществляется соответствующей дозировкой пенообразователей.

6.4. Флотационные машины Аппараты, в которых осуществляется обогащение полезных ископаемых флотационным методом, называются флотационными машинами. Во флотационных машинах происходит интенсивное перемешивание суспензии с пузырьками воздуха, т. е. аэрация пульпы, прилипание частиц минералов с гидрофобной поверхностью к пузырькам воздуха, т. е. минерализация пузырьков воздуха и всплывание их на поверхность с образованием минерализованной пены, которая удаляется из машины с помощью гребков, образуя пенный продукт, в котором концентрируются полезные минералы.

Частицы пустой породы, как правило, являются гидрофильными, поэтому они остаются в объеме пульпы и выводятся из нижней части машины в виде так называемого камерного продукта.

Процесс аэрации пульпы осуществляется путем подачи воздуха под слой пульпы и дробления его на отдельные пузырьки различными способами – механическим воздействием движущейся пульпы на струю воздуха, пропусканием струи воздуха через мелкие отверстия, а также выделением из пульпы растворенных газов. Распад струи воздуха на отдельные пузырьки происходит тем интенсивнее, чем больше разность скоростей относительного перемещения воздуха и пульпы, а также чем меньше поверхностное натяжение на границе их раздела. Для уменьшения поверхностного натяжения в состав пульпы вводят пенообразователи. С увеличением интенсивности перемешивания размеры пузырьков уменьшаются.

Второй способ аэрации пульпы при флотации осуществляется за счет выделения растворенных газов при понижении давления.

Основными причинами понижения давления в пульпе при флотации являются:

1) вихревое движение пульпы при перемешивании, при этом в центре вихрей давление всегда понижается;

2) понижение давления за лопастями быстро вращающейся мешалки;

3) подъем пульпы из нижней зоны флотомашины в верхнюю;

4) создание вакуума над поверхностью пульпы при вакуумной флотации.

При этом пузырьки воздуха легче всего образуются на поверхности гидрофобных частиц, т. е. одновременно с их возникновением происходит процесс минерализации. Образовавшиеся пузырьки воздуха вследствие интенсивного перемешивания суспензии всплывают вверх по сложной траектории, многократно сталкиваясь с твердыми частицами. При столкновениях гидрофобные частицы прилипают к поверхности пузырьков и выносятся ими на поверхность пульпы. Крупность пузырьков воздуха, находящихся во флотационной пульпе, изменяется в широких пределах в зависимости от способа аэрации. При этом их распределение по крупности подобно ситовому анализу измельченной руды. Кривая распределения по размерам имеет четко выраженный максимум. Так, во флотомашинах механического типа при оптимальном расходе пенообразователей кривая распределения пузырьков по размерам имеет вид, представленный на рис. 6.11.

Основная масса пузырьков имеет диаметр от 0,8 до 1 мм. Во флотационных машинах пневматического типа средний размер пузырьков составляет 2,5–4 мм. Эти данные получены с помощью киносъемки с использованием перископа. Процесс аэрации пульпы чрезвычайно важен, так как именно он определяет скорость флотации, его технологические показатели и производительность флотационных машин. Таким образом, во флотационных машинах в пульпу должно вводиться большое количество воздуха и он должен диспергироваться на мелкие пузырьки для уменьшения скорости всплывания.

6.5. Классификация флотационных машин По способу аэрации пульпы промышленные флотационные машины подразделяются на 4 типа:

1) механические флотационные машины. В них подача воздуха в пульпу осуществляется путем засасывания за счет разрежения создаваемого при вращении импеллера и выброса пульпы через лопасти статора в объем флотационной машины, а диспергирование пузырьков воздуха происходит в результате интенсивного перемешивания пульпы с воздухом с помощью мешалок импеллеров различной конструкции;

2) пневматические флотационные машины. В них подача воздуха в пульпу осуществляется вдуванием через трубки с малыми отверстиями, а диспергирование – за счет уменьшения отверстий и интенсивной циркуляции пульпы;

3) пневмомеханические. В них аэрация пульпы осуществляется сочетанием механического и пневматического способов;

4) машины с понижением давления (вакуумные). В них аэрация пульпы осуществляется за счет выделения растворенных газов из раствора при понижении давления.

Из всех этих машин наибольшее применение получили механические и пневматические.

6.5.1. Механическая флотационная машина системы «Механобр». На рис. 6.12 представлена флотационная машина «Механобр», которая состоит из нескольких камер прямоугольного сечения 1 соединенных друг с другом. С одной стороны к корпусу камеры присоединяется загрузочный карман 2, куда подается флотационная пульпа, обработанная флотационными реагентами.

Рис. 6.12. Флотационная машина механического типа конструкции «Механобр»:

1 – камера машины; 2 – загрузочный карман; 3 – клиноременная передача;

4 – труба для подачи воздуха; 5 – циркуляционные отверстия; 6 – статор;

7 – импеллер; 8 – центральная труба; 9 – вал импеллера; 10 – патрубок для подачи пульпы в импеллер; 11 – разгрузочное отверстие для хвостов На другой стороне камеры имеется разгрузочное отверстие 11 для вывода хвостов или промежуточных продуктов. Загрузочный карман с помощью патрубка 10 соединяется с центральной трубой аэратора 8.

Аэратор состоит из импеллера 7, представляющую собой лопастную мешалку, которая приводится во вращение с помощью вала 9 от клиноременной передачи 3. Вал импеллера размещается в центральной трубе 8, верхняя часть которой герметически соединена с корпусом подшипника. Нижняя часть трубы представляет собой расширяющийся стакан, к которому присоединяется диск статора. К диску статора привариваются лопасти под углом 60 (рис. 6.13). Диск статора неподвижен, а импеллер вращается с большой скоростью. В результате этого пульпа из загрузочной камеры 10 с помощью соединительного патрубка поступает на лопасти импеллера и выбрасывается ими через зазоры между лопастями статора в объем флотационной машины с большой скоростью. В результате этого в центральной трубе аэратора создается разрежение, благодаря чему в нее через воздушную трубу засасывается воздух, который смешивается с пульпой и при перемешивании интенсивно диспергируется в объеме пульпы на мелкие пузырьки, которые попадают в объем пульпы, минерализуются в ней за счет прилипания гидрофобных частиц и всплывают на поверхность, образуя слой минерализованной пены, которая удаляется с поверхности пульпы в желоба, расположенные на корпусе камеры, откуда подается на обезвоживание.

Для циркуляции пульпы в диске статора имеются отверстия 5, через которые часть пульпы поступает из объема камеры на периферическую часть импеллера. Выбрасываемая импеллером пульпа направляющими пластинами статора выводится так, что непосредственно вокруг импеллера не образуются сильные вихревые потоки, препятствующие ее выбрасыванию импеллером. Таким способом достигается высокая производительность импеллера по пульпе и обеспечивается большое количество засасываемого воздуха. В пространстве за статором создаются мелкие вихревые потоки пульпы, в которых происходит диспергирование воздуха на мелкие пузырьки.

Статор настолько гасит крупные вихри, что верхняя часть пульпы остается достаточно спокойной без установки успокоительных решеток.

Для определения размеров флотационных машин необходимо знать скорость флотации, чтобы установить время пребывания пульпы во флотомашине. Скорость флотации характеризуется временем, необходимым для достижения определенной степени извлечения. Это время устанавливают в лабораторных условиях на основании результатов дробной флотации, при которой пенный продукт снимается отдельными порциями в течении разных отрезков времени в отдельные сосуды и затем определяется вес полученных порций концентрата и содержание в них полезного минерала. По полученным данным строят кривую зависимости степени извлечения от времени флотации (рис. 6.14).

Таким образом, определяется время пребывания пульпы во флотационной машине. Зная объем перерабатываемой пульпы и время флотации, рассчитывают размер флотационных машин и число камер в ней.

Флотационная машина собирается из нескольких секций в зависимости от производительности и схемы флотации. Техническая характеристика флотационных машин системы «Механобр»

приведена в табл. 6.3.

Техническая характеристика флотационных машин системы «Механобр»

Сечение камеры, мм 500 500 700 700 1100 1100 1750 1600 Диаметр импеллера, Число оборотов, Количество засасываемого электродвигателя, кВт Производительность по пульпе, м3/мин 0,15–0,25 0,4–0,6 1,5–2,5 3,5–6,0 7– Наряду с флотационными машинами системы «Механобр» в промышленности применяют флотомашины со стержневыми ротором и статором. Она состоит из ряда камер круглого или квадратного сечения.

Основное отличие этих машин заключается в устройстве аэратора.

Аэратор в этих машинах состоит из вращающего стержневого ротора и неподвижного стержневого статора. При вращении ротора пульпа выбрасывается вместе с воздухом через зазор между стержнями ротора, благодаря чему достигается диспергирование пузырьков воздуха.

В процессе флотации на поверхности пульпы создается слой минерализованной пены. Для выделения концентрата эта пена должна удаляться с поверхности пульпы с определенной скоростью. Скорость удаления пены регулируется изменением уровня пульпы в камере и скоростью вращения гребков, перемещающих пену за борт камеры.

Для удаления пены в верхней части камеры устанавливают вращающиеся гребки различной конструкции. При вращении гребков пена удаляется в желоб с поверхности камеры, прилегающей к ней слою пены с более удаленных участков камеры перемещается самотеком на освободившееся место. Скорость удаления пены регулируется изменением числа оборотов вала.

6.5.2. Флотационные машины пневматического типа. Схема флотационной машины пневматического типа приведена на рис. 6.15.

перегородки 8, не доходящие до дна ванны. Пространство между этими перегородками называется аэрационным. Над аэрационным пространством расположена труба-ресивер 2, в которую параллельных патрубков Рис. 6.15. Флотационная машина оканчивающихся наконечниками.

Над аэрационным отделением установлен колпак 3.

Флотационная машина действует следующим образом. Пульпа, подготовленная к флотации, поступает через загрузочную камеру в нижнюю часть ванны. Подаваемый по патрубкам 7 воздух выходит из отверстий наконечника в виде струи, которая распадается на отдельные пузырьки. Пузырьки воздуха в аэрационном отделении поднимаются вверх и захватывают пульпу. Таким образом, в аэрационном отделении пульпа совместно с пузырьками воздуха поднимается вверх. На выходе из аэрационного отделения пульпа попадает в колпак 3 и направление ее движения изменяется. В верхней части флотомашины происходит разделение пенного слоя и пульпы. Основное диспергирование воздуха происходит при двукратном изменении направления движения пульпы.

Минерализованные пузырьки воздуха образуют обильную легкоподвижную пену, которая самотеком стекает в желоба, установленные с двух сторон камеры. Пульпа в боковых отделениях освобождается от пузырьков воздуха и снова поступает в нижнюю часть аэрационного отделения и таким образом многократно циркулирует в вертикальной плоскости, одновременно перемещаясь по длине ванны к разгрузочному концу, так как она вытесняется вновь поступающей в разгрузочную часть пульпой. Таким образом, пульпа движется по длине машины по двум спиральным траекториям. Эти спирали соприкасаются друг с другом в аэрационном отделении.

Длина камер может изменяться от 3 до 16,5 м. Диаметр патрубков – от 13 до 25 мм. Расстояние между патрубками составляет от 85 до 150 мм. Глубина камеры – от 0,9 до 3,5 м. В этих машинах аэрация и перемешивание пульпы происходит за счет подачи сжатого воздуха. Дробление воздуха на пузырьки осуществляется за счет механического воздействия пульпы на пузырьки при двукратном изменении направления движения пульпы. Конструкция машины очень проста: в ней отсутствуют движущиеся детали, привод и т. д.

Расход энергии на обогащение в 2 раза ниже, чем в механических машинах. Однако эти машины не могут быть использованы для крупнозернистой флотации.

6.5.3. Колонная пневматическая флотационная машина. Для увеличения интенсивности аэрации суспензии предложена конструкция колонной флотационной машины (рис. 6.16).

Рис. 6.16. Колонная флотационная машина:

1 – подача пульпы в колонну; образуется мощный пенный слой, 2 – подача промывной воды; занимающий 1/3 высоты колонны. Для 3 – аэратор (диффузор);

4 – корпус колонной машины;

5 – мешалка пульпы;

6 – подача сжатого воздуха; орошают водой. При этом гидрофильные 7 – выпуск пенного продукта; частицы вымываются из пены и тонут.

8 – выпуск хвостов Пенный продукт (концентрат) выводится стабильности работы колонных машин необходимо поддерживать в ней постоянный уровень пульпы и давление воздуха в аэраторе. За счет автоматического регулирования расхода пульпы и воздуха. Удельная производительность колонных машин в 5–8 раз выше, чем механических машин системы «Механобр».

6.5.4. Флотационная машина для пенной сепарации.

Принципиальная схема флотационной машины пенной сепарации приведена на рис. 6.17.

Флотационная машина состоит из конической камеры 1, в верхней части которой расположено загрузочное устройство 3, изготовленное в виде желобчатого делителя типа делителя Джонса. С помощью этого устройства флотационная пульпа равномерно распределяется по всей длине машины и подается на слой пены.

Аэрация пульпы осуществляется путем подачи сжатого воздуха в перфорированные трубки, погруженные в пульпу на глубину 150– мм. С помощью трубчатых резиновых аэраторов 2 в присутствии пенообразователя создается слой устойчивой пены. При этом гидрофобные частицы прилипают к пузырькам воздуха и удерживаются в пенном слое, а гидрофильные частицы проскакивают через пенный слой и тонут. Пенный продукт непрерывно выводится из камеры через пенные пороги 6 в желоба 7, а хвосты выводятся из нижней части камеры через разгрузочный штуцер. Такие машины позволяют осуществлять флотацию крупнозернистых минералов. В них успешно флотируются частицы минералов с размером от 2 до мм. Это связано с тем, что частицы минералов попадают непосредственно в пену, а не в объем пульпы, в связи с чем резко уменьшаются отрывающие инерционные силы, так как интенсивность перемешивания в пенном слое намного меньше, чем в объеме пульпы.

Принципиальная схема пневматической флотационной машины приведена на рис. 6.18.

Пневмомеханические машины по устройству и принципу действия во многом аналогичны механическим машинам. Их отличие заключается только в устройстве импеллера и способа подачи воздуха.

В этих машинах используются только пальцевые импеллеры 4, закрепленные на полом валу 2. Для повышения интенсивности аэрации суспензии воздух нагнетается воздуходувкой в полый вал и диспергируется при вращении пальцевого импеллера при истечении через отверстие между пальцами. Статор-успокоитель так же, как и в механических машинах, состоит из неподвижного диска, на котором закреплены вертикальные пластины под углом 60. При вращении ротора пульпа выбрасывается в объем машины через зазоры между пластинами. Такие машины имеют возможность гибкой регулировки расхода воздуха в каждой камере, они более просты и имеют высокую производительность по сравнению с механическими машинами.

Скорость флотации возрастает на 40%, а энергетические затраты снижаются на 44%. На базе таких машин созданы машины кипящего слоя, в которых установлены решетки с живым сечением 15–20%.

Пульпа поступает на колонную решетку, через отверстия в которой барботируют пузырьки воздуха, затем несфлотированный материал поступает на горизонтальную решетку, при этом крупные частицы захватываются пузырьками воздуха и выносятся в пену, а гидрофильные частицы переходят в камерный продукт. Такие машины позволяют осуществлять флотацию крупнозернистого сильвина с размером частиц –3... +0,8 мм. Они испытаны на РУП «ПО «Беларуськалий» и ПО «Уралкалий». Однако при крупнозернистой флотации не достигается полное раскрытие минералов сильвина и галита, поэтому качество концентрата ухудшается, а извлечение полезного компонента падает. В связи с этим на калийных предприятиях крупнозернистая флотация не применяется. Но ведутся настойчивые исследования по флотации закрупненных руд.

Во флотационных машинах с пониженным давлением аэрация суспензии осуществляется только за счет пузырьков растворенного воздуха, выделяющихся из суспензии при снижении давления. Эти машины должны быть герметичными. Снижение давления над суспензией осуществляется путем откачки воздуха вакуум-насосом.

Такие машины имеют малую производительность и используются главным образом для очистки сточных вод от мелких взвесей.

6.6. Технология флотационного обогащения руд Процесс флотационного обогащения руд складывается из следующих стадий:

1) дробление руды;

2) измельчение руды;

3) обработка пульпы флотационными реагентами;

5) обезвоживание концентрата и хвостов;

6) сушка концентрата.

Эффективность флотационного процесса зависит от многих факторов – минералогического состава руды, гранулометрического состава твердой фазы, плотности и температуры пульпы, состава воды, реагентного режима, конструкции флотомашины, схемы флотации и др.

6.6.1. Минералогический состав руды. Определяющее влияние на процесс флотационного обогащения оказывает минералогический состав руды, характер срастания минералов и их флотационные свойства. По флотационным свойствам природные минералы подразделяются на несколько групп (табл. 6).

Флотационные свойства природных минералов Аполярные Графит, Обладают природной Аполярные неметаллическ самородная сера, гидрофобностью, реагенты, масла, Сульфиды Сульфиды меди, Относительно Ксантогенаты тяжелых свинца, цинка, гидрофобны, легко самородные молибдена и др., кислородом Окисленные Карбонаты, суль- Гидрофильны, Ксантогенаты минералы фаты меди, цинка взаимодействуют с после Солеобразные Кальцит, барит, Гидрофильны Жирные кислоты щелочноземель магнезит, ных металлов фосфаты и др.

(Сa, Mg, Ba, Sr) ликаты Растворимые со- Гипс, галит, Гидрофильны Катионные щелочноземельн лангбенит ых металлов Пользуясь этой классификацией и изучив химический и минералогический состав руды, можно целенаправленно подбирать флотационные реагенты для обогащения руд, т. е. выделения в пенный продукт тех или иных минералов.

6.6.2. Крупность, измельчение. Вторым важнейшим фактором, определяющим эффективность флотационного обогащения, является крупность исходного материала и степень раскрытия сростков. Для разделения различных минералов при флотации должны быть разрушены сростки различных минералов, т. е. минералы должны быть «раскрыты», что достигается измельчением руды. Целью измельчения является разделение сростков отдельных минералов и доведение крупности частиц до таких размеров, при которых достигается прочное закрепление частиц на воздушных пузырьках. Крупные частицы минералов легко отрываются от воздушных пузырьков и переходят в хвосты. Таким образом, верхний предел крупности частиц при измельчении руды определяется прочностью прилипания к воздушным пузырькам.

Нижний предел крупности измельчения определяется характером срастания минералов друг с другом. Степень раскрытия сростков возрастает с увеличением степени измельчения руды, т. е. чем меньше частицы, тем больше степень раскрытия сростков.

Однако при тонком измельчении в пульпе появляется большое количество тонких шламов, которые ухудшают флотацию за счет уменьшения скорости и избирательности флотации и увеличения расхода реагентов. Поэтому оптимальная степень измельчения руды при флотационном обогащении определяется опытным путем на основании лабораторных исследований. Оптимальная степень измельчения руды перед флотацией должна обеспечивать:

полное раскрытие сростков минералов для получения кондиционных концентратов и отвальных хвостов, что устанавливается кристаллооптическим анализом;

отсутствие крупных частиц, флотация которых невозможна из-за их больших размеров;

минимальное количество тонких шламов, так как они ухудшают флотацию.

При выборе оптимальной степени измельчения стремятся обойтись возможно более крупным измельчением руды, поскольку при этом облегчается сгущение и фильтрация концентрата, снижаются затраты на сушку, повышается производительность мельниц. С этой целью применяют замкнутые схемы измельчения, включающие операции предварительной и поверочной классификации, а также регулируют работу мельниц путем изменения шаровой загрузки, применяя шары различных размеров или стержни.

флотационном обогащении характеризуется соотношением между твердой и жидкой фазами. Это соотношение определяется двумя способами:

1) содержанием твердой фазы в пульпе в массовых процентах:

где Т – вес твердого в единице объема пульпы; Ж – вес воды в том же объеме; Т + Ж – вес единицы объема пульпы;

2) отношением веса твердого к весу жидкого в пульпе (Т : Ж) или веса жидкого к весу твердого (Ж : Т = R).

Плотность пульпы оказывает разностороннее влияние на флотацию. С увеличением плотности пульпы уменьшается ее объем, что приводит к уменьшению размера флотационных машин и к повышению концентрации флотореагентов. С этих точек зрения целесообразно подвергать флотации пульпу максимальной плотности.

Однако при чрезмерном увеличении плотности пульпы возрастает ее вязкость и резко снижается аэрированность пульпы, что приводит к уменьшению степени извлечения концентрата. Поэтому оптимальную плотность пульпы определяют экспериментально для каждого вида руды.

При флотации сульфидных руд содержание твердого в пульпе колеблется от 25 до 35%. На стадии перечистки концентрата содержание твердого в пульпе уменьшается до 20%.

6.6.4. Состав жидкой фазы пульпы. Флотационное обогащение руд осуществляется в водной среде. Однако природные воды содержат большое количество растворенных веществ и в них всегда присутствуют в тех или иных количествах ионы Cl, SO42, HCO3, CO32, Na+, K+, Са2+, Mg2+, Fe3+ и др. Кроме того, минералы, содержащиеся в руде, частично растворяются в ней, в результате чего концентрация растворенных веществ в воде понижается и изменяется рН среды.

Растворенные соли оказывают существенное влияние на флотацию за счет того, что растворенные ионы адсорбируются на поверхности минералов, изменяют ее заряд и флотационные свойства. Кроме того, растворенные ионы вступают во взаимодействие с собирателями и повышают их расход. Так, ионы кальция, магния и другие образуют с жирными кислотами нерастворимые соли, в результате чего расход флотореагентов растет. Для подавления отрицательного влияния растворенных ионов в состав суспензии вводят специальные реагенты, которые связывают их в нерастворимые соли. Сода и щелочи осаждают ионы кальция, магния, железа, меди и др.

6.6.5. Реагентный режим. Под реагентным режимом флотации понимают ассортимент применяемых реагентов, их расход, порядок подачи в процесс и время контакта с пульпой.

Подача реагентов в процесс осуществляется в следующей последовательности. Вначале в пульпу вводят реагенты-регуляторы, затем собиратели и в последнюю очередь пенообразователи. При необходимости длительного контакта с минералами реагентырегуляторы подаются в специальные контактные чаны или насосы, подающие пульпу в эти чаны.

Для реагентов-собирателей требуется время контакта с пульпой в течении нескольких минут. Поэтому они подаются в дополнительные контактные чаны, т. е. устанавливаются последовательно два контактных чана. Часто осуществляется дробная подача реагентов: часть вводится в контактный чан, а вторая часть во флотомашину.

Реагенты-пенообразователи вводятся в пульпу после собирателей непосредственно во флотомашину. Время их контакта с пульпой составляет 1–2 мин. Количество поступающей во флотационные машины пульпы и ее плотность должны быть постоянными, чтобы обеспечить оптимальное время флотации, что достигается автоматическим регулированием расхода пульпы и ее плотности.

6.7. Схемы флотации В практических условиях за одну операцию флотации, как правило, не удается получить готовый кондиционный концентрат и отвальные хвосты. Это связано с тем, что флотационные свойства минералов часто бывают довольно близкими, поэтому невозможно добиться высокой избирательности процесса. Кроме того, при измельчении руд невозможно добиться полного раскрытия сростков минералов, поэтому при флотации получают не два, а несколько продуктов обогащения – бедные концентраты, богатые хвосты и промежуточные продукты. Для получения кондиционных концентратов и хвостов возникает необходимость в дополнительном измельчении отдельных продуктов для более полного раскрытия сростков и повторной флотации.

Поэтому для полного разделения минералов приходиться применять несколько операций флотации с подачей отдельных продуктов из одной операции в другую. Сочетание отдельных операций флотации называется схемой флотации.

В настоящее время приняты следующие наименования отдельных операций флотации:

1) основной флотацией называется начальная операция, в которой получаются первичные концентраты и хвосты, которые не отвечают требованиям на кондиционные продукты;

2) перечистными флотациями называются операции, в которых первичные концентраты подвергаются повторной флотации для повышения качества концентратов;

3) контрольной флотацией называются операции повторной флотации хвостов первичной флотации для уменьшения содержания полезного минерала в них.

Применяемые схемы обогащения отличаются друг от друга по числу стадий и циклов обогащения, а также перечистных и очистных операций в отдельных стадиях или циклах.

Стадией называется часть схемы, включающая в себя одну операцию измельчения руды и следующую за ней группу операций флотации. По количеству стадий различают одно-, двух- и трехстадиальные схемы флотации.

Одностадиальные схемы флотации могут быть оформлены в нескольких вариантах:

Одностадиальные схемы флотации применяются для обогащения монометаллических руд с крупной вкрапленностью полезных минералов. Причем первый вариант схемы применяется для обогащения крупновкрапленных руд, не склонных к ошламованию при измельчении. В этом случае кондиционные концентраты и отвальные хвосты могут быть получены за одну стадию при флотации грубоизмельченной руды, в которой тонкие шламы отсутствуют.

Однако вследствие неполного раскрытия сростков при грубом измельчении в этих схемах может образоваться промежуточный продукт, который возвращается на первую стадию измельчение и повторную флотацию.

Если крупновкрапленная руда легко переизмельчается с образованием тонких шламов, то такую руду после измельчения подвергают классификации с выделением шламов и песков, которые подвергают раздельной флотации, так как при совместной флотации тонкие шламы будут резко ухудшать флотируемость крупных зерен.

Для обогащения руд, обладающих мелкой и неравномерной вкрапленностью минералов, применяют двух- и трехстадиальные схемы обогащения. Число стадий обогащения зависит от характера вкрапленности минералов и их склонности к ошламованию при измельчении.

При выборе числа стадий обогащения необходимо стремиться к тому, чтобы извлекать полезные минералы в концентрат и удалять пустую породу в хвосты по возможности в крупном виде, т. е. снизить затраты на измельчение, руководствуясь принципом «не дробить ничего лишнего». При грубом измельчении руды часть полезного минерала остается в сростках. Эти сростки могут находиться в концентрате, в хвостах или выделяться в самостоятельный промежуточный продукт, т. е. в результате флотации будут получаться бедный концентрат, богатые хвосты или промежуточный продукт. Для получения кондиционных концентратов и хвостов все эти продукты должны быть подвергнуты повторному измельчению и флотации, т. е. процесс флотации при этом должен осуществляться в две стадии.

При этом расход энергии на доизмельчение этих продуктов будет значительно меньше, чем на измельчение всей руды, так как масса этих продуктов значительно меньше, чем масса всей руды.

Кроме того, при такой организации процесса будет уменьшаться переизмельчение руды и образование тонких шламов.

Двухстадиальные схемы флотации могут быть оформлены в следующих вариантах:

Бедный концентрат В этой схеме сростки собираются в бедном концентрате после первой стадии флотации, поэтому бедный концентрат подвергается дополнительному измельчению и повторной флотации. Хвосты после повторной флотации могут возвращаться для перечистки на основную флотацию.

В этой схеме сростки концентрируются в хвостах первой стадии флотации, поэтому богатые хвосты подвергаются дополнительному измельчению и повторной флотации, в результате разрушения на второй стадии флотации образуются концентрат 2, кондиционные хвосты и промпродукт, который подается на первую стадию флотации.

В этой схеме сростки концентрируются в промежуточном продукте после первой стадии флотации, поэтому промышленный продукт подвергается дополнительному измельчению и повторной флотации, после которой образуется второй концентрат и хвосты. Если они не соответствуют требованиям на кондиционные продукты, то возвращаются на перечистку в первую стадию флотации.

Эти схемы могут дополняться операциями перечистки концентратов и контрольной флотации хвостов.

Для обогащения руд с неравномерной и сложной вкрапленностью применяются трехстадиальные схемы флотации. Они чрезвычайно разнообразны и состоят из различных сочетаний одно- и двухстадиальных схем. В качестве примера рассмотрим один из вариантов трехстадиальной схемы флотации.

При обогащении полиметаллических руд процесс флотации проводят с получением нескольких концентратов. При этом в зависимости от последовательности выделения полезных компонентов различают коллективную, последовательно селективную и коллективноселектив-ную флотацию. При коллективной флотации получают концентрат, который содержит несколько полезных компонентов. Так, например, при флотации полиметаллических сульфидных руд с помощью ксантогенатов в концентрат переходят все сульфидные минералы, а несульфидные остаются в камерном продукте.

При последовательно-селективной флотации из руды последовательно выделяют отдельные полученные компоненты с использованием различных собирателей и регуляторов, причем вначале выделяют легкофлотирующие минералы, а затем труднофлотирующиеся, например:

При коллективно-селективной флотации вначале в пенный продукт выделяют несколько полезных минералов, которые затем разделяют друг от друга в отдельных операциях флотации с предварительным измельчением промежуточных концентратов, например:

Свинцовый и цинковый концентрат Хвосты Применение коллективно-селективной флотации целесообразно в том случае, если полезные минералы тонко вкраплены один в другой, но их сростки крупно вкраплены в пустую породу, составляющую большую часть руды.

После первой стадии измельчения при флотации отделяется основная масса пустой породы.

Затем сростки сульфидных минералов измельчаются и разделяются в последующих операциях флотации на отдельные минералы подбором соответствующих флотационных реагентов.

ГЛАВА 7. ОБОГАЩЕНИЕ ХИМИЧЕСКОГО СЫРЬЯ

В качестве химического сырья используются природные руды, которые применяются для производства крупнотаннажной химической продукции – минеральных кислот, солей и удобрений. Важнейшими из этих руд являются природные фосфаты – апатиты и фосфориты, которые используются для производства элементарного фосфора, фосфорной кислоты, фосфорных и комплексных удобрений, серные руды, используемые для производства серной кислоты, и калийные руды, служащие основным сырьем для производства калийных удобрений. В состав этих руд наряду с полезными минералами входит пустая порода и вредные примеси, поэтому без предварительного обогащения эти руды не могут быть вовлечены в промышленную переработку.

Учитывая изложенное, в настоящей главе дано описание методов обогащения фосфатных, серных и калийных руд.

7.1. Апатитовые руды 7.1.1. Краткая характеристика руд и требования к концентратам. Основным минералом в рудах является фторапатит – Ca10(PO4)6F2, концентраты которого являются основным сырьем для производства фосфорных удобрений.

Основным источником получения апатитовых концентратов являются апатитовые руды Хибинского массива. Наряду с апатитом они содержат нефелин (Na, K)2Al2Si2O8 · nSiO2, эгирин NaFeSiO6, сфен титаномагнетит FeTiO5 · nFe3O4. Осваиваются также CaTiSiO5, месторождения комплексных апатитовых руд Ковдорского массива, апатитовые руды Ошурковского месторождения, комплексные апатитовые и апатит-карбонатные руды Восточно-Саянского и апатитдоломи-товые руды Селигдарского месторождений. Большинство апатитовых руд указанных месторождений имеют низкое качество, сложный минеральный состав и характеризуются трудной обогатимостью, что существенно сдерживает их освоение.

Получаемые апатитовые концентраты должны содержать не менее 39,4% Р2О5, не более 3% полуторных оксидов (FеО + Fе2О3 + Аl2О3) и остаток на сите 0,18 мм должен составлять не более 11,5%. Они используются для получения фосфорной кислоты, простого и двойного суперфосфата, фосфора, аммофоса, фтористо-водородной кислоты, ее солей и других продуктов.

При комплексной переработке апатит-нефелиновых руд получают также нефелиновый (28,5–29% Аl2Оз), титаномагнетитовый (77–80% Fе2О3 и 14% ТiO2), сфеновый (28% ТiO2) и эгириновый концентраты, эффективно используемые в народном хозяйстве. Так, нефелиновый концентрат является сырьем для получения алюминия, производства стекла, цемента, кальцинированной соды; сфеновый используется для получения диоксида титана; эгириновый – для извлечения ванадия и производства керамических изделий.

7.1.2. Технологические схемы и режимы обогащения. Все апатитовые руды, несмотря на их разнообразие, обогащаются одним методом – флотацией.

Апатит-нефелиновые руды Хибинских месторождений характеризуются достаточно высоким содержанием в них P2O5 (16– 17%), сравнительно крупным вкраплением минералов и значительным различием физико-химических и флотационных свойств разделяемых компонентов. Это позволяет при применении простого технологического режима флотационного обогащения после дробления и измельчения до 50–55% класса –0,074 мм получать высококачественные концентраты (39,4% P2O5) при извлечении 92– Флотационное извлечение апатита из апатит-нефелиновых руд осуществляется в естественной щелочной среде (рН – 9,3–9,7), обусловленной присутствием нефелина (Na, K)2Al2Si2O8 · nSiO2, смесью технических продуктов (сульфатного мыла и отходов мыловаренного производства) при расходе 0,2–0,4 кг/г с добавками гидроксида натрия 0,1–0,2 кг/г для омыления собирателя и жидкого стекла 0,015–0,1 кг/т для пептизации шламов и депрессии минералов породы. Расход жидкого стекла может возрасти в несколько раз, если в процессе горных работ для предотвращения смерзания руды в нее добавляют соль (хлористый натрий). 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 кондиционного по крупности и содержанию Р2О5 концентрата достигается по простой одностадиальной схеме после 2–3 перечисток.

По сравнительно простой схеме флотации обогащают также апатитовые руды Ошурковского месторождения, которые хотя и имеют сложный минеральный состав, но характеризуются крупной вкрапленностью минералов и резко отличающимися физикохимическими и физическими свойствами апатита от других минеральных компонентов.

Для повышения комплексности использования апатит-нефелиновых руд разработано несколько технологических схем. По одной из них (рис. 7.1) предусматривается предварительное выделение апатита флотацией, а титаномагнетита и эгирина – магнитной сепарацией соответственно в слабом и сильном электромагнитных полях.

Апатитовый –0,15 мм концентрат Титаномагнетитовый Магнитная сепарация Рис. 7.1. Принципиальная схема комплексного обогащения бедной апатит-нефелиновой руды с двумя вариантами получения нефелинового концентрата Цикл апатитовой флотации включает основную, две контрольные и четыре перечистные операции с возвратом всех промпродуктов в основную флотацию. Магнитная сепарация осуществляется на доизмельченных (до 0,15 мм) и обесшламленных хвостах апатитовой флотации при напряженности магнитного поля 500 Э в цикле получения титаномагнетитового концентрата и 12 800 Э – в цикле получения эгиринового концентрата.

Хвосты магнитной сепарации по первому варианту (рис. 7.1) поступают на флотацию нефелина с катионным собирателем АНП (0,05–0,1 кг/т) в присутствии кремнефтористого натрия (2 кг/т), а затем на сфеновую флотацию при рН 10,5 со смесью таллового мыла и сульфоната (0,5–0,6 кг/т) с последующей перечисткой чернового концентрата в присутствии кремнефтористого натрия (0,2 кг/т) и танинсодержащего реагента (0,15–0,25 кг/т).

По второму варианту (рис. 7.1) хвосты магнитной сепарации после обешламливания подвергают флотации со смесью (0,5–0,6 кг/т) омыленного сырого таллового масла, омыленного дистиллированного таллового масла, технически жирных кислот, гудрона и окисленного петролатума в соотношении 1 : 0,6 : 0,6 : 0,8 : 0,02. После перечистки пенного продукта с кремнефтористым натрием (0,2 кг/т) получают сфеновый концентрат. Камерный продукт основной флотации является нефелиновым концентратом.

Флотационное извлечение апатита из гематитовых или магнетитовых руд (например, Ковдорского месторождения) осуществляется обычно в слабощелочной содовой среде с применением в качестве собирателя эмульгированной смеси таллового и машинного масел (иног-да при небольшой добавке алкиларилсульфонатов) с общим расходом 0,9 кг/т. Депрессия оксидов железа обеспечивается загрузкой жидкого стекла (0,2–0, кг/т).

С целью повышения эффективности флотации апатита из апатиткарбонатных железных руд для депрессии карбонатов (кальцита, доломита) рекомендуется применение соды (до 2 кг/т) с жидким стеклом (0,75 кг/т) или каллогенотаннидным реагентом (0,2 кг/т) или применение смеси оксиэтилированных кислот С7 – С20, соды, крахмала и жидкого стекла в соотношении 1 : 2 : 2 : 5 при общем расходе смеси 2,5 кг/т.

При обогащении апатит-карбонатных руд оптимальные результаты обогащения достигаются после измельчения руды до –0, мм и обесшламливания по классу –0,03 мм. Наиболее эффективная флотация апатита из обесшламленой руды достигается в щелочной среде с собирателем анионного типа с фосфорнокислой солидофильной группой в присутствии гидрофильного полимера.

7.2. Фосфоритные руды 7.2.1. Краткая характеристика руд и требования к концентратам. Фосфоритные руды наряду с апатитовыми являются основным сырьевым источником фосфора. Наиболее крупные запасы их сосредоточены в России, Казахстане, Эстонии США и Марокко.

Среднее содержание P2O5 в рудах месторождений России составляет около 13%, тогда как в США оно равно 15–32%, а в Марокко – 29– происхождения. Фосфатное вещество в них представлено соединением типа Са3(РО4)2 · CaF2 · СаСО3, содержащим 33–36% Р2О5. В желваковых фосфоритах оно цементирует (часто вместе с карбонатами, органическими примесями и оксидами железа) отдельные конкреции (размером до 5–10 см), состоящие из кварца, глауконита, глинистых и других нефосфатных минералов, и рассеянные во вмещающих породах (песке, глауконите, меле, глине, известняке и др.).

В зернистых и ракушечных фосфоритах, наоборот, фосфатизированные мелкие галечки и ракушки цементируются нефосфорным глинисто-железистым, силикатным или карбонатным цементом. В зависимости от характера последнего руды называют фосфоритным песчаником или фосфатизированным известняком.

В пластовых фосфоритах сплошная массивная порода фосфатизирована тонкими зернами фосфатного вещества с фосфатнокарбонатным и фосфатно-кремнистым цементом. Фосфориты состоят в основном из фосфата, карбонатов (кальцита, доломита) и халцедона.

Глауконит встречается очень редко.

Кондиции на получаемые в результате обогащения фосфоритов концентраты зависят от характера их последующего использования.

Концентраты, используемые для получения фосфоритной муки (в качестве удобрения на кислых почвах), должны содержать не менее 20–29% P2O5; для производства желтого фосфора – 24–25% P2O5; для кислотной переработки (с получением суперфосфата, нитрофоса, аммофоса и др.) – 24,5–28% P2O5; для производства обесфторенных фосфатов – 23–26% Р2О5; кальциево-магниевых фосфатов – 27–28% Р2О5 и термофосфатов – 24–26% P2O5.

Фосфатные концентраты, поставляемые разными странами на международный рынок, имеют высокое содержание фосфата и низкое содержание вредных примесей (Fe2О3, Аl2О3, MgO, CO2).

Концентраты с содержанием P2O5 ниже 30% на международный рынок практически не поступают и перерабатываются на фосфорную кислоту и минеральные удобрения вблизи места производства. К ним предъявляют следующие требования: P2O5 – до 31,1%; СаО – 45%; Fe + А1 – 3,5%; MgO – до 0,4%; нерастворимый остаток – до 10–15%.

7.2.2. Технологические процессы обогащения фосфоритных руд. Основными методами обогащения фосфоритных руд являются промывка, разделение в тяжелых суспензиях и флотация. К перспективным методам переработки и обогащения фосфоритов относят термическую обработку и магнитную сепарацию.

Для промывки фосфоритных руд применяют в различных сочетаниях аппараты трех типов: барабанные мойки (бутары и скрубберы), грохоты (вибрационные, неподвижные, дуговые сита) и корытные мойки или классификаторы (спиральные, гидравлические или в виде промывочных башен) в замкнутом цикле с молотковыми дробилками.

Обогащению в тяжелых суспензиях подвергаются обычно только крупные классы исходной руды, а флотации – шламы гравитационного обогащения и тонковкрапленные руды.

Трудности флотационного обогащения при этом обусловлены:

высокой дисперсностью фосфата, содержащегося в зернах, подлежащих разделению. Часто приходится разделять зерна с большим и меньшим количеством фосфата, обладающие близкими флотационными свойствами;

частым присутствием карбонатов кальция и магния, обладающих флотируемостью, близкой к флотируемости фосфата;

содержанием в некоторых рудах значительных количеств гидрооксидов железа и глин, образующих при измельчении большое количество охристо-глинистых шламов, резко ухудшающих флотацию и загрязняющих концентрат;

невысокой стоимостью получаемых концентратов, не позволяющей использовать дорогие эффективные реагенты и сложные технологические схемы флотации.

При флотации фосфоритов используют недорогие реагенты, обычные для флотации других несульфидных руд. В наиболее трудных случаях приходится применять последовательно собиратели как анионного, так и катионного типа.

При отсутствии в руде карбонатов щелочноземельных металлов разделение фосфорита силикатной породы из обесшламлен-ного материала может быть осуществлено или флотацией фосфорита, или обратной флотацией силикатов аминами (0,2–0,5 кг/т) с небольшой добавкой крахмала. Шламы присоединяются к фосфоритному концентрату.

Наличие в пульпе глауконита нарушает избирательность флотации фосфорита, поскольку глауконитовые шламы депрессируют фосфорит, а фосфоритовые шламы активируют глауконит. Эффективное обогащение кварцево-глауконитовых фосфатизированных песков достигается посредством применения предварительной магнитной сепарации руды, обеспечивающей выделение слабомагнитного глауконита в отдельный продукт. Селективная флотация необесшламленных глинисто-глауконитовых фосфоритных руд (например, Егорьевского месторождения) возможна также после предварительного обжига крупнокусковой руды при температуре 700– 1000°С, в процессе которого фосфорит переходит в минеральные формы с кристаллической структурой апатита и более высокой флотационной активностью при сохранении низкой флотируемости минералов породы – кварца и глауконита.

Обжиг фосфоритных руд осуществляется с целью решения одной или нескольких следующих задач:

1) термическое разложение карбонатов при температуре 950– 1000°С в печах кипящего слоя с выделением углекислоты и образованием портландита MgO и извести СаО, которые удаляются в виде тонких шламов после гашения обожженной руды водой, оттирки и диспергирования продуктов гашения. Содержание P2O5 в фосфатном материале возрастает при этом до 33–35%;

2) удаление (в результате разложения при температуре 300– 350°С) присутствующего в рудах органического вещества, затрудняющего химическую переработку фосфоритов из-за образования в реакторах устойчивой пены. Вследствие удаления органического вещества, углекислого газа и кристаллизационной воды повышается также содержание Р2О5 на 2–3%; возрастание хрупкости руды в 2–2,5 раза в результате обжига увеличивает производительность мельниц и обеспечивает возможность более полного раскрытия сростков без увеличения выхода тонких классов.

Дегидратация основных минералов и переход в раствор различных солей в свою очередь увеличивает скорость оседания тонких шламов в 2–2,5 раза и скорость их фильтрования в 4–6 раз;

3) резкое уменьшение растворимости оксидов железа и алюминия в кислотах после обжига при температуре 900–1000°С, что позволяет значительно улучшить технологию химической переработки фосфоритов и снизить на 30% расход кислоты;

4) возрастание флотируемости фосфата при ухудшении флотируемости минералов породы, что позволяет улучшить селективность процесса флотации и технологические показатели обогащения;

5) увеличение магнитной восприимчивости глауконита и минералов железа, что обеспечивает возможность более эффективного их удаления магнитной сепарацией.

За рубежом обжиг фосфоритных руд применяют для доводки концентратов (например, во Флориде и Северной Каролине).

Применение кальцинирующего обжига широко развито в Северной Африке. На предприятиях России обжиг фосфоритных руд пока не нашел промышленного применения.

Большое разнообразие типов и технологических особенностей фосфоритных руд привело к многообразию технологий их переработки.

В тех случаях, когда руда достаточно богата, ограничиваются лишь ее дроблением, сушкой и рассевом (например, в Марокко) или обеспыливанием (Иордания), или обесшламливанием (Тунис, Рио-деОро). В других случаях используют довольно сложные комбинированные схемы, включающие промывку и флотацию (США, Сенегал), промывку и обжиг (Алжир), магнитную сепарацию и флотацию (Южная Америка) и другие комбинированные схемы.

7.2.3. Обогащение желваковых фосфоритов. Желваковые фосфориты в России представлены рудами Егорьевского, ВятскоКамского, Полпинского, Чилисайского и некоторых других месторождений. Характерной особенностью желваковых фосфоритов является избирательная их дезинтеграция и это используется в технологии их первичного обогащения. Руды, отличающиеся высоким содержанием глины, дезинтегрируются при промывке в гравиемойках (или бутарах), затем обезвоживаются на грохотах при одновременной классификации по 5–0,3 мм. Размер зерна устанавливается таким образом, чтобы получить кондиционный концентрат. Однако это оказывается возможным только при высоком содержании Р2О5 в исходной руде.

Гораздо чаще это невозможно из-за сложного минерального состава, тонкого взаимопрорастания фосфата и железосодержащих минералов, наличия глинистых веществ. Получение кондиционных концентратов требует дополнительного обогащения мытой руды с применением флотации, магнитной сепарации, термических воздействий и др.

Так, 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% P2O5, и обесшламленного материала крупностью 1,2–0,1 мм, поступающего после разделения по 0,5 мм на флотацию.

Мелкозернистая фракция размером 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 реагентовсобирателей 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.

Высокое содержание полуторных оксидов (Fe2О3 и Аl2O3) 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 P2О5 (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.

Более эффективной в технико-экономическом отношении является технология переработки мытой руды с применением магнитной сепарации и флотации, основанная на следующих положениях:

основным носителем железа и алюминия в руде является глауконит;

величина удельной магнитной восприимчивости глауконита по сравнению с кварцем и фосфатом достаточна для селективного выделения его в высокоинтенсивном магнитном поле.

Предложенная технологическая схема обогащения, включающая промывку, магнитную сепарацию и флотацию (рис. 7.2), обеспечивает получение двух продуктов – концентрата для сернокислотного разложения и фосфоритной муки.

в отвал в отвал I перечистка Контрольная флотация I перечистка Контрольная флотация Концентрат на химическую переработку Рис. 7.2. Технологическая схема обогащения с получением высококачественного концентрата и фосфоритной муки с применением магнитной сепарации и флотации мытой руды Обесшламленная немагнитная фракция флотировалась сульфатным мылом и керосином в присутствии соды и жидкого стекла.

7.2.4. Обогащение пластовых фосфоритов. Примером пластовых фосфоритов являются фосфориты Каратауского бассейна (Казахстан), характеризующиеся сложным минеральным составом, тонким взаимопрорастанием фосфатов, доломита, кальцита, халцедона и кварца и склонные к шламообразованию.

Данные особенности вещественного состава пластовых фосфоритов и близость физико-химических и флотационных свойств минералов предопределяют трудности их обогащения.

Из предложенных схем флотационного обогащения наиболее эффективной является схема карбонатно-фосфатной флотации (рис. 7.3).

По данной схеме руда измельчается до –0,15 мм и после частичного обесшламливания по классу 0,01–0,02 мм направляется в цикл карбонатной флотации, которая осуществляется в кислой среде (рН 4,5– 5), создаваемой фосфорной кислотой с применением в качестве реагента-собирателя синтетических жирных кислот (СЖК) с С10–C16. В пенном продукте концентрируются карбонаты, в камерном – смесь фосфата и кремнистых минералов. Последняя подвергается фосфатной флотации при рН 7,6–8, создаваемой содой с применением галлового мыла, керосина и жидкого стекла.

Обесшламливание по классу 0,01–0,02 мм Шламы Рис. 7.3. Принципиальная схема селективной флотации Технология позволяет получать кондиционные концентраты для химической переработки, но характеризуется высокими энергетическими затратами.

Предложенная технология термомеханического обогащения, предусматривающая обжиг дробленой руды (–25 мм) при температуре 950°С, оттирку обожженной руды в шаровой мельнице и двукратное обесшламливание в классификаторах, является еще более энергоемкой и дорогой.

Резкое снижение затрат на обогащение достигается применением комбинированной гравитационно-флотационной схемы (рис. 7.4).

Концентрат Фосфатный концентрат Рис. 7.4. Комбинированная гравитационно-флотационная схема Гравитационно-флотационная схема характеризуется не только достаточно высокими технологическими показателями обогащения, но и выгодно отличается по технико-экономическим показателям, позволяя дешевым методом извлекать 50% полезного компонента. В этом случае на более дорогой передел – флотацию, которая проводится в стандартном режиме (рис. 7.4), поступает лишь 40% материала. Для обогащения отдельных типов фосфатных руд бассейна Каратау показана принципиальная возможность применения комбинированной схемы, включающей дополнительно фотометрическую сортировку крупных классов руды (–200... +25 мм).

7.2.5. Обогащение ракушечниковых фосфоритов. Примером ракушечниковых фосфоритов являются руды Прибалтийского фосфоритоносного бассейна.

Более простой минеральный состав, обособленность зерен фосфата и кварца при достаточном их размере, невысокое содержание карбонатов, глинистых веществ и существенные различия физикохимических свойств разделяемых минералов предопределяют достаточно эффективное обогащение этих руд при применении сравнительно простых технологических схем и режимов.

Технологическая схема, разработанная для кингисеппских фосфоритов (рис. 7.5), состоит из двух циклов – анионного и катионного.

Цикл фосфоритной флотации Обесшламливание Рис. 7.5. Принципиальная схема селективной флотации Концентрат, полученный из кингисеппских руд (6–7% Р2О5), при катионной доводке обрабатывается серной кислотой после предварительного обесшламливания и направляется на флотацию с катионным собирателем. Камерный продукт катионной флотации, содержащий 34–35% P2O5 при извлечении 71–72%, объединяется со шламами, образуя конечный концентрат с содержанием 31–33% при извлечении 87–90%.

Если, наоборот, основную флотацию проводят с катионным собирателем и фосфориты остаются в хвостах, то их сгущают, добавляют жидкое стекло для депрессии фосфоритов и флотируют карбонаты талловым маслом или другими техническими мылами и продуктами.

7.3. Серные руды 7.3.1. Характеристика руд и требования к качеству серы.

Самородная сера является одним из важных видов минерального сырья. Основное количество добываемой серы поступает на производство серной кислоты, а затем на производство удобрений.

Серные руды считаются богатыми, если они содержат более 20– 25% серы. Руды, содержащие менее 8% серы, обычно относят к непромышленным.

Содержание серы в рудах Средневолжского сероносного бассейна составляет 8–13%, в рудах месторождений Дальнего Востока – 19–30%. Известны также месторождения серы на Северном Кавказе, в Предуралье и Сибири.

По структурным особенностям руды подразделяют на крупно-, тонковкрапленные и скрытокристаллические. Их обогатимость, особенно флотацией, определяется присутствием в рудах таких примесей, как глина и битумы.

Содержание серы в конечном продукте должно быть не менее 98,6–99,9%; примесей золы – не более 0,05–0,5%, органических примесей – не более 0,06–0,8%. Примеси мышьяка и селена также подлежат удалению.

7.3.2. Методы обогащения руд самородной серы.

Особенности процессов обогащения и переработки серных руд обусловлены физическими и физико-химическими свойствами самородной серы. Невысокая ее плотность, близкая к плотности минералов породы, предопределяет неприменимость гравитационных методов обогащения. Высокая природная гидрофобность серы является причиной широкого и разнообразного использования флотационных методов обогащения, а легкоплавкость ее (при температуре 95,5–119°С) с минимальной вязкостью при 158°С – причиной термических и комбинированных методов переработки руд.

Классификация способов извлечения самородной серы из руд согласно В. Ж. Аренсу показана на рис. 7.6. В ней выделены методы, которые следует рассматривать как обогатительные. К ним относятся флотация и автоклавная плавка серных концентратов (фазовый обмен), в процессе которой частички породы «флотируются» на капельках воды, очищая серу от загрязняющих ее минеральных примесей.

Необогащенная Термические методы Плавка в кучах Рис. 7.6. Классификация способов получения самородной серы из руд Подземная выплавка серы позволяет получать дешевую серу.

Иногда удается извлекать серу из месторождений, разработка которых иными способами нерентабельна. Недостатками подземной выплавки серы являются ее применимость лишь при определенных характеристиках месторождений и значительные безвозвратные потери серы в недрах.

7.3.3. Схемы и режимы обогащения. Ввиду вязкости и влажности руд, приводящей к залипанию отверстий сит, обычно применяют двухстадиальное дробление в открытом цикле (без поверочного грохочения).

Измельчение руды осуществляется в шаровых и стержневых мельницах по одно- и двухстадиальной схемам. Легкая измельчаемость руды с получением большого количества тонких шламов и с переизмельчением серы предопределяет несомненную целесообразность применения двухстадиальной схемы (рис. 7.7). Повышенная хрупкость и мягкость серы делают перспективным применение мокрого самоизмельчения.

Рис. 7.7. Принципиальная схема переработки и обогащения серных руд При флотации серных руд в качестве собирателя используют керосин и другие нефтепродукты (0,5–1,5 кг/т), в качестве пенообразователя – сосновое масло Т-80 (0,1–0,4 кг/т), в качестве депрессоров породы и вредных примесей в рудах гипса, глинистых шламов и битуминозных веществ – жидкое стекло (до 2 кг/т) и фосфаты (пирофосфат или тринатрийфосфат).

После измельчения до крупности 0,25–0,8 мм руду подвергают основной и контрольной флотации при содержании твердого Ст в пульпе около 25%, а полученный черновой концентрат переочищают от одного до четырех раз (Ст = 17 + 20%). Крупную фракцию хвостов (+0,074 мм) используют в сельском хозяйстве для подкисления почв.

В зависимости от количества в руде вредных примесей серные концентраты содержат от 60–90% серы при извлечении ее до 80–95% и их направляют на автоклавную плавку для получения «комовой» серы.

Для повышения эффективности плавки стремятся к получению крупнозернистых концентратов. Хвосты плавки возвращают на фабрику.

7.4. Калийные руды 7.4.1. Характеристика руд и минералов. Развитие калийной промышленности связано с потребностями сельского хозяйства, использующего в виде удобрений около 90% калия. Этот элемент также применяется в различных отраслях промышленности – текстильной, стекольной, химической, фармацевтической, целлюлозно-бумажной и др. Этим обусловлено быстрое развитие калийной промышленности в России, Беларуси, США, Канаде, ФРГ, Великобритании и других странах.

При обогащении калийных водорастворимых солей приходится иметь дело со многими минералами как содержащимися в рудах, так и возникающими в солевых растворах при обогащении этих руд.

Хлоридные руды содержат сильвин и галит, смешанные – сульфатные минералы (лангбейнит, полигалит, каинит, кизерит). В процессах обогащения образуются такие минералы, как леонит и шенит. Кроме этих минералов почти во всех рудах присутствуют в небольших количествах ангидрит и не растворимые в воде тонкодисперсные примеси силикатных и карбонатных шламов.

Состав жидкой фазы оказывает очень большое влияние на взаимодействие реагентов с минералами и на вязкость среды.

Обогатимость калийных руд в значительной степени зависит от содержания и состава присутствующих в них глинистых примесей.

Месторождения калийных руд бывают двух типов:

бессульфатные и сульфатные. Бессульфатный тип месторождений распространен гораздо шире, чем сульфатный. Основные запасы сосредоточены в Канаде, России, Белоруссии и на Украине.

Сильвинит и карналлит залегают в виде мощных пластов. Содержание КСl в добываемом сильвините колеблется от 23 до 30%, нерастворимого остатка – от 0,5 до 12%. В этих породах, особенно карналлитовых, содежатся также бром и некоторые микроэлементы.

7.4.2. Методы переработки и обогащения руд. Калийные руды отличаются невысокой твердостью и значительной хрупкостью, что делает их легкодробимыми.

Для сухого измельчения применяют молотковые и роторные дробилки отбойно-отражательного действия. Мокрое измельчение осуществляется в стержневых мельницах. Применение самоизмельчения калийных руд обеспечивает высокую производительность и избирательность при хорошем раскрытии сростков и минимальном переизмельчении. Для классификации материала по крупности в калийной промышленности используются гидроциклоны и дуговые сита.

Показана возможность дробления сильвинитовых руд термическим методом. При нагревании крупнокристаллической сильвинитовой руды до 300–400°С происходит разрушение до 5–4 мм галитовой породы при сохранении в целости кусков сильвинита, богатых хлористым калием. Последующим грохочением удается выделить продукт, богатый хлористым калием. Преимущественное измельчение галита при нагревании связано с наличием в нем микровключений рапы и газов. Термическое разрушение калийных руд может быть перспективным в сочетании с их электростатическим обогащением, требующим предварительного нагревания руды до 400– 500°С.

В принципе, имеется два промышленных метода получения калийных солей: флотационный и галургический.

Галургический метод состоит в выщелачивании хлористого калия, например, из сильвинита горячим оборотным щелоком с удалением нерастворившегося галита в отвал. Полученный горячий крепкий щелок отстаивается для выделения солевого и глинистого шламов. Из осветленного горячего щелока проводят кристаллизацию хлористого калия. Полученные кристаллы отделяют от охлажденного маточного щелока, сушат, иногда гранулируют и выпускают в виде готового продукта. Маточный щелок после подогрева возвращают в операцию начального выщелачивания хлористого калия.

Мировой опыт показывает, что при переработке сильвинитов с низким содержанием нерастворимого остатка лучше применять флотационный метод с доизвлечением хлористого калия из хвостов, шламов и пыли галургическим методом. Для переработки руд сложного состава и сильвинитов с большим содержанием нерастворимого остатка и рассолов применяют галургический метод.

Большая часть калийных солей обогащается в настоящее время флотацией, несмотря на прогрессирующую роль галургического метода. Обесшламливание пульпы перед флотацией является обязательной операцией. Тонкие шламы поглощают собиратель катионного типа, ухудшают флотацию крупных частиц. Тщательное предварительное обесшламливание руд гораздо выгоднее, чем последующая борьба со шламами (с помощью реагентов-пептизаторов и другими методами).

Механическое обесшламливание классификаторах, гидроциклонах и гидросепараторах. Для более полного перевода глинистых примесей в шламы после измельчения руды иногда применяется дополнительная их оттирка. Механическое обесшламливание осуществляется обычно в несколько стадий. Для второй стадии обесшламливания применяют также сгустители.

Установлена целесообразность применения при механическом обесшламливании реагентов-диспергаторов (пептизаторов), таких как гексаметафосфат или тринатрийфосфат натрия, синтан и др.

Флотационное обесшламливание руд перед флотацией обеспечивает более полное удаление шламов. Органические регуляторы флотации (например, полиакриламид) улучшают флотацию глинистых шламов, оказывая на них флокулирующее действие. В качестве собирателей применяют алифатические амины: с повышением степени оксиэтилирования аминов (а также спиртов) их собирательное действие на глинистые шламы возрастает. Поскольку в оборотном маточнике всегда есть определенные остаточные количества собирателей, на фабриках в шламовую флотацию обычно добавляют только полиакрилад. Флотацию шламов лучше осуществлять во флотационных машинах пневматического типа (в колонных и других машинах).

Для флотации сильвина на отечественных обогатительных фабриках применяют алифатические амины. Амины при флотации солей выполняют функции собирателя и пенообразователя. Более активной считают смесь аминов с C16 и C18 в отношении 1 : 1.

Флотационные свойства катионных собирателей могут значительно улучшаться при добавлении других поверхностно-активных веществ, в частности спиртов. При флотации катионными собирателями важно также поддерживать оптимальный рН раствора. В щелочной среде действие аминов ослабевает.

Растворимые соли могут флотироваться и собирателями анионного типа. Они применяются при флотации не сильвина, а сернокислых калийно-магниевых минералов. Для всех минералов максимум флотируемости при рН 7. Флотационная активность жирных кислот и их мыл при флотации солей может быть повышена посредством добавления других поверхностно-активных веществ, обеспечивающих диспергирование мицелл собирателя, что приводит к активации флотации.

Аполярные собиратели применяют для повышения верхнего предела крупности флотируемых минералов. Их используют также для улучшения флотационного обесшламливания сильвинитовых руд.

При флотации катионными собирателями сильвинито-карналлитовых руд сернистый натрий избирательно подавляет флотацию карналлита. Соли фосфорной кислоты (например, гексаметафосфат натрия) подавляют флотацию каинита, не затрагивая сильвин.

В случае применения собирателей анионного типа соли магния подавляют флотацию кизерита, соли кальция и магния – флотацию ангидрита. При этом действует правило: реагенты, уменьшающие растворимость соли, подавляют ее флотацию.

Предварительное нагревание руды до определенной температуры вызывает избирательную электрическую зарядку сильвина и галита. Одновременно тонкие частицы соли спекаются, а глинистые частицы гранулируются, что уменьшает загрязнение ими поверхности зерен солей. Тем самым устраняется необходимость предварительного обезглинивания руды. Однако электрический метод обогащения пока не нашел промышленного применения.

Возможность эффективного обогащения калийных руд гравитационными методами обусловливается двумя факторами:

различием плотнос-ти галита и сильвина и относительно крупной вкрапленностью последнего, что позволяет достичь достаточно полного раскрытия сростков при крупном измельчении руды; показана принципиальная возможность ее обогащения в тяжелых суспензиях. Во Франции при переработке руд Эльзасского месторождения обогащению в тяжелых суспензиях подвергают класс крупностью от 30 до 4 мм, а фракцию мельче 4 мм и промпродукт обогащают флотацией. Недостатки этого метода обогащения – получение более бедных концентратов и некоторое снижение извлечения калия.

7.4.3. Технологические схемы обогащения и переработки руд. Для флотации руд с относительно тонким вкраплением калийных минералов (до 0,5–1 мм) применяют схемы мелкозернистой флотации.

Если в руде находится несколько полезных минералов, то их обычно флотируют по схеме прямой селективной флотации (например, при флотации сильвинито-карналлитовой руды вначале выделяется сильвинитовый, затем карналлитовый концентрат).

Мелкозернистый концентрат должен подвергаться грануляции.

Технологическая схема обогащения сильвинитовой руды Березниковского месторождения приведена на рис. 7.8. В связи с необходимостью промышленного освоения сильвинитовых руд, содержащих большое количество глинистых шламов, начали применять комбинированные схемы, в которых к флотационной схеме добавлены процессы растворения и кристаллизации (рис. 7.9). Им подвергаются хвосты грубой флотации, тонкие шламы и пыль, образующаяся при сушке концентрата.

шламохранилище Фильтрование Рис. 7.8. Технологическая схема обогащения сильвинитовой руды Иногда на растворение поступают и мелкие фракции руды, содержащей большое количество глинистого материала, а также некоторые промпродукты. Применение комбинированных схем позволяет существенно (на 5–10%) повысить извлечение калия и уменьшить содержание мелких фракций в концентрате.

Рис. 7.9. Комбинированная схема переработки сильвинитов Доизвлечение калия в комбинированных схемах растворением и кристаллизацией основано на лучшей растворимости сильвина по сравнению с галитом в подогретой воде. При 80–110°С галит практически не растворяется и удаляется в отвал после обезвоживания и промывки. Хлористый калий выкристаллизовывается из насыщенных растворов в вакуум-кристаллизаторах, вследствие быстрого испарения воды температура щелока понижается, растворимость хлорида калия уменьшается и он выпадает в осадок. Крупность получаемых кристаллов при достаточном времени кристаллизации может достигать 3 мм.

Калийные руды Беларуси, представленные Старобинским месторождением, отличаются высоким содержанием нерастворимого осадка (до 12%), поэтому при их переработке предусматривают схемы с пятистадийным обесшламиливанием (рис. 7.10).

II ст. обесшл. V ст. обесшл. Предварительная классификация IV ст. обесшл.

Основная флотация Контрольная I перечистка флотация Обезвоживание Кек хвостов Рис. 7.10. Технологическая схема обогащения сильвинитовой руды Добываемая руда выдается на поверхность скиповыми подъемами и поступает в корпус дробления. Назначение участка дробления – подготовка исходной руды к операции мокрого измельчения до крупности менее 20 мм.

Руда из корпуса дробления и склада дробленой руды подается на дуговые грохота для предварительной классификации, в результате которой из питания измельчения выводится часть руды с крупностью частиц, соответствующей флотационной, в целях снижения переизмельчения питания флотации. Руда перед дуговым грохотом смешивается с оборотным маточником, в результате чего образуется пульпа. Подрешетный продукт предварительной классификации поступает на первую стадию обесшламливания. Надрешетный продукт направляется в операцию измельчения, осуществляемую в стержневых мельницах. Слив мельницы поступает на дуговые грохота поверочной классификации. Надрешетный продукт поверочной классификации возвращается в операцию измельчения (циркулирующая нагрузка), подрешетный продукт – в зумпфы питания первой стадии обесшламливания.

На обогатительной фабрике применяется пятистадийная схема обесшламливания, основной целью которой является стабильное обеспечение в конечном обесшламленном продукте (в питании основной сильвинитовой флотации) минимальной массовой доли нерастворимого остатка, так как его содержание в руде достигает 12%.

гидроциклонах. Слив гидроциклонов, содержащий основную часть глинистых и карбонатных шламов, поступает на вторую стадию обесшламливания на гидросепараторы. Третья стадия предусматривает промывку песков второй стадии обесшламливания в гидросепараторах.

Четвертая стадия осуществляется в четырех пневмомеханических машинах. Пески гидроциклонов первой стадии обесшламливания разбавляются оборотным маточником и поступают на пятую стадию обесшламливания в гидроциклоны.

Питанием основной флотации являются пески гидроциклонов пятой стадии обесшламливания, разбавленные промежуточным продуктом первой перечистной флотации и обработанные в контактном чане реагентом-депрессором. В приемном кармане перед первой камерой основной флотации пески гидроциклонов обрабатываются гетерополярным катионным собирателем. Во вторые камеры флотационных машин основной флотации подается камерный продукт машин четвертой стадии обесшламливания, обработанный реагентомдепрессором в контактном чане.

В процессе основной и контрольной стадий флотации получаются отвальные хвосты, которые направляются на обезвоживание в отделение фильтрации. Пенный продукт пяти камер основной флотации (черновой концентрат) направляется в перечистные операции, а пенный продукт двух камер контрольной флотации объединяется с камерным продуктом второй перечистной флотации и самотеком поступает в зумпф слива мельниц. Промпродукт первой перечистной флотации направляется в питание основной флотации.

Концентрат второй перечистной флотации подается на обезвоживание в отделение фильтрации. Камерный продукт контрольной флотации перекачивается на предварительное сгущение в гидроциклоны в отделение фильтрации. Пески гидроциклонов поступают в пульподелители. Слив гидроциклонов направляется на сгущение в сгустители. Разгрузка сгустителей объединяется в пульподелителях с песками гидроциклонов и распределяется по вакуум-фильтрам. Кек хвостов удаляется для складирования в отделение отвалов и хвостового хозяйства.

Пенный продукт второй перечистной флотации направляется в отделение фильтрации на первую стадию обезвоживания. Кек концентрата после первой стадии обезвоживания направляется в отделение выщелачивания. Фильтрат подается в отделения измельчения и флотации с последующей подачей его в питание первой перечистной флотации. Кек концентрата первой стадии обезвоживания поступает в выщелачивающую машину. В машину подается выщелачивающий пылегазоулавливания отделений гранулирования и сушки). После выщелачивания концентрат обезвоживается и транспортируется в отделение сушки.

Слив гидросепараторов (вторая, третья стадии) совместно с пенным продуктом четвертой стадии обесшламливания направляется на осветление в шламовые сгустители. Сгущенный шламовый продукт насосами перекачивается на шламохранилище. Слив шламовых сгустителей совместно со сливом хвостового сгустителя самотеком направляется в баки маточника отделения сгущения и затем в коллектор маточника фабрики.

Сушка кека концентрата осуществляется в аппаратах «кипящего слоя». В качестве теплоносителя используются топочные газы, получаемые сжиганием мазута в топке и смешиваемые с воздухом.

Гранулирование мелкозернистого хлористого калия осуществляется на четырех грануляционных линиях. Гранулированный полуфабрикат транспортируется в отделение погрузки. При обогащении калийных солей во всех технологических схемах предусматривается сохранение постоянного и оптимального водного баланса.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1. Абрамов, А. А. Переработка, обогащение и комплексное использование твердых полезных ископаемых: учеб.: в 2 т. / А.

А. Абра-мов. – М.: МГТУ, 2004. – 2 т.

2. Технология калийных удобрений / под ред. В. В. Печковского. – М.: Недра, 1984. – 416 с.

3. Процессы и машины для обогащения полезных ископаемых / В. И. Кармазин [и др.]. – М.: Недра, 1974. – 560 с.

4. Сиденко, П. М. Измельчение в химической промышленности / П. М. Сиденко. – М.: Химия, 1977. – 368 с.

5. Классен, В. И. Обогащение руд / В. И. Классен. – М.: Недра, 1979. – 240 с.

6. Глембоцкий, В. А. Флотация / В. А. Глембоцкий, В. И. Класссен. – М.: Недра, 1973. – 356 с.

7. Разумов, К. А. Проектирование обогатительных фабрик / К. А. Разумов. – М.: Недра, 1965. – 504 с.

8. Обогащение калийных руд / С. Н. Титков [и др.]. – М.: Недра, 1982. – 298 с.

9. Ясюкевич, С. М. Обогащение руд / С. М. Ясюкевич. – М.:

Металлургиздат, 1953. – 516 с.

ОБОГАЩЕНИЕ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Компьютерная верстка Л. Г. Кишко Подписано в печать 19.02.2008. Формат 60841/16.

Бумага офсетная. Гарнитура Таймс. Печать офсетная.

«Белорусский государственный технологический университет».

ЛИ № 02330/0133255 от 30.04.2004.

Отпечатано в лаборатории полиграфии учреждения образования «Белорусский государственный технологический университет».

ОГЛАВЛЕНИЕ

Предисловие

Глава 1. Общие сведения о полезных ископаемых.

1.1. Характеристика методов обогащения

1.2. Показатели процесса обогащения полезных ископаемых............. 1.3. Схемы обогащения полезных ископаемых

Глава 2. Дробление руд.

2.1. Щековые дробилки

2.2. Конусные дробилки

2.3. Валковые дробилки

2.4. Молотковые дробилки

Глава 3. Грохочение руд (классификация по крупности)

3.1. Классификация грохотов

3.1.1. Колосниковые грохоты

3.1.2. Плоские качающиеся грохоты

3.1.3. Плоские вибрационные грохоты

3.1.4. Барабанные грохоты

3.2. Схемы дробления и грохочения

3.2.1. Одностадиальные схемы

3.2.2. Схема дробления в две стадии с предварительным и поверочным грохочением

3.2.3. Схема дробления в три стадии с предварительным и поверочным грохочением

Глава 4. Тонкое измельчение руд.

4.1. Схема и принцип действия шаровой мельницы

4.2. Классификация мельниц

4.3. Классификация при тонком измельчении

4.4. Схемы измельчения и классификации

Глава 5. Гравитационные методы обогащения.

5.1. Гидравлическая классификация (классификация в текущей и восходящей струе)

5.2. Гидравлические класификаторы

5.3. Отсадка

5.4. Типы отсадочных машин

5.5. Обогащение в тяжелых жидкостях и суспензиях

5.6. Обогащение в струе воды на наклонной поверхности.............. Глава 6. Флотационные методы обогащения.

6.1. Флотационные реагенты

6.1.1. Реагенты-собиратели

6.1.2. Реагенты-пенообразователи

6.1.3. Реагенты-регуляторы

6.1.4. Основные формы закрепления флотационных реагентов 6.2. Минерализация пузырьков воздуха при флотации.................. 6.3. Флотационные пены

6.4. Флотационные машины

6.5. Классификация флотационных машин

6.5.1. Механическая флотационная машина системы «Механобр» 6.5.2. Флотационные машины пневматического типа............... 6.5.3. Колонная пневматическая флотационная машина............ 6.5.4. Флотационная машина для пенной сепарации................. 6.5.5. Пневмомеханические флотационные машины

6.6. Технология флотационного обогащения руд

6.6.1. Минералогический состав руды

6.6.2. Крупность, измельчение

6.6.3. Плотность пульпы

6.6.4. Состав жидкой фазы пульпы

6.6.5. Реагентный режим

6.7. Схемы флотации

Глава 7. Обогащение химического сырья

7.1. Апатитовые руды

7.1.1. Краткая характеристика руд и требования к концентратам. 7.1.2. Технологические схемы и режимы обогащения................ 7.2. Фосфоритные руды

7.2.1. Краткая характеристика руд и требования к концентратам. 7.2.2. Технологические процессы обогащения фосфоритных руд 7.2.3. Обогащение желваковых фосфоритов

7.2.4. Обогащение пластовых фосфоритов

7.2.5. Обогащение ракушечниковых фосфоритов

7.3. Серные руды

7.3.1. Характеристика руд и требования к качеству серы............ 7.3.2. Методы обогащения руд самородной серы

7.3.3. Схемы и режимы обогащения

7.4. Калийные руды

7.4.1. Характеристика руд и минералов

7.4.2. Методы переработки и обогащения руд

7.4.3. Технологические схемы обогащения и переработки руд Список использованной литературы



Pages:     | 1 | 2 ||


Похожие работы:

«Труды преподавателей, поступившие в июне-августе 2013 г. 1. Ананян, Е. В. Архитектура города Волжского: от исторического наследия к крупнопанельной цивилизации / Е. В. Ананян // История Прихоперья как поле конструирования региональной идентичности : материалы II историко-краеведческой конференции, г. Урюпинск, 30 ноября 2012 г. / под ред. О. В. Ерохиной, Н. М. Ольшанской. - Урюпинск, 2013. - С. 72-77. - Библиогр. в сносках. 2. Ананян, Е. В. История села Перевозники (колонии Ней Бальцер) от...»

«НОУ ВПО ИВЭСЭП НЕГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ИНСТИТУТ ВНЕШНЕЭКОНОМИЧЕСКИХ СВЯЗЕЙ, ЭКОНОМИКИ И ПРАВА МЕЖДУНАРОДНОЕ ЧАСТНОЕ ПРАВО УЧЕБНО-МЕТОДИЧЕСКИЙ КОМПЛЕКС по специальности 030501.65 Юриспруденция САНКТ-ПЕТЕРБУРГ 2011 2 Международное частное право: Учебно-методический комплекс / Авторсоставитель: Крайнова С.А., СПб: СПб ИВЭСЭП, 2011. Материалы комплекса по международному частному праву предназначены для оказания...»

«ГУЗ РОДИЛЬНЫЙ ДОМ № 4 УЗ ЮЗАО Г. МОСКВЫ АКТУАЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ МЕДИЦИНСКОЙ ДЕОНТОЛОГИИ ПРИ ОКАЗАНИИ ПОМОЩИ МАТЕРЯМ И ДЕТЯМ /УЧЕБНОЕ ПОСОБОИЕ ДЛЯ СИСТЕМЫ ПОСЛЕДИПЛОМНОГО ОБРАЗОВАНИЯ/ МОСКВА 2011 1 Актуальные вопросы медицинской деонтологии при оказании помощи матерям и детям (Учебное пособие для системы последипломного образования) – Москва, 2011 г. – 51 с. Авторы: Ильенко Л.И., Коваль Г.С., Костамаров Д., Кубрин А.В., Пономарева Л.П., Шарапова О.В. Методические указания подготовлены сотрудниками...»

«Байханов И.Б. Демократия, избирательные системы и избирательные технологии Москва-2013 2 УДК 327 Рекомендовано к изданию кафедрой национальных и федеративных отношений Российской академии народного хозяйства и государственной службы при Президенте Российской Федерации Рецензенты: В.А. Михайлов, доктор исторических наук, профессор, Заслуженный деятель науки Российской Федерации Л.О. Терновая, доктор исторических наук, профессор Байханов Исмаил Баутдинович. Демократия, избирательные системы и...»

«И.А. Василенко Административно-государственное управление в странах запада: США, Великобритания, Франция, Германия Издание второе, переработанное и дополненное Рекомендовано Министерством образования Российской Федерации в качестве учебного пособия для студентов высших учебных заведений, обучающихся по направлениям и специальностям Политология, Государственное и муниципальное управление, Юриспруденция Москва • Логос • 2001 ББК 6.2 (08) УДК 351/354 (1-662) В 19 Рецензенты: Доктор исторических...»

«Министерство образования и наук и Российской Федерации ВЕСТНИК ДАЛЬНЕВОСТОЧНОГО РЕГИОНАЛЬНОГО УЧЕБНО-МЕТОДИЧЕСКОГО ЦЕНТРА №21/2013 Владивосток 2013 УДК 378.12 ББК 94.3 В38 ISSN 2078-3906 Дальневосточный региональный учебно-методический центр Редакционная коллегия: С.В. Иванец, А.А. Фаткулин, Ю.М. Сердюков, П.Ф. Бровко, Г.Н. Ким, Ю.Г. Плесовских, Е.В. Крукович, Т.В. Селиванова Вестник Дальневосточного регионального учебно – методического центра: В38 информационно - аналитический сборник. –...»

«Православная религиозная организация – учреждение среднего профессионального религиозного образования Русской Православной Церкви Вятское духовное училище Требования к написанию курсовой работы (для студентов очной формы обучения) Вятка 2011 Православная религиозная организация - учреждение среднего профессионального религиозного образования Русской Православной Церкви Вятское духовное училище Утверждаю _ Первый проректор Вятского духовного училища _ Требования к написанию курсовой работы (для...»

«О. А. Ерёмина УРОКИ ЛИТЕРАТУРЫ В 6 КЛАССЕ Книга для учителя Предисловие Тематическое планирование уроков литературы в 6 классе. 102 часа Введение Художественное произведение и автор. 1 час Мифы Древней Греции *. 4 часа Гомер *. 2 часа Устное народное творчество Обрядовый фольклор. 2 часа Пословицы и поговорки. 2 часа Древнерусская литература. 1 час Произведения русских писателей XVIII века Иван Иванович Дмитриев. 1 час Произведения русских писателей XIX века Иван Андреевич Крылов. 1 час...»

«Е.В.Вавилова Основы международного туризма Учебное пособие Москва ГАРДАРИКИ 2005 Рекомендовано Министерством образования Российской Федерации в качестве учебного пособия для студентов, обучающихся по специальности 060600 Мировая экономика УДК 338.48-44(1-87)(075.8) ББК65.433я73-1 В12 Рецензенты: доктор экономических наук, профессор В. Л. Михалкин\ кандидат экономических наук, доцент О.К. Куропятник Вавилова Е.В. В12 Основы международного туризма: Учебное пособие. — М.: Гардарики, 2005. - 160 с....»

«В.В. Коротаев, А.В. Краснящих ТЕЛЕВИЗИОННЫЕ ИЗМЕРИТЕЛЬНЫЕ СИСТЕМЫ Учебное пособие X Санкт-Петербург 2008 МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ ИНФОРМАЦИОННЫХ ТЕХНОЛОГИЙ, МЕХАНИКИ И ОПТИКИ В.В. Коротаев, А.В. Краснящих ТЕЛЕВИЗИОННЫЕ ИЗМЕРИТЕЛЬНЫЕ СИСТЕМЫ Учебное пособие Санкт-Петербург УДК 621.397 + 681. В.В. Коротаев, А.В. Краснящих. Телевизионные измерительные системы / Учебное пособие. – СПб:...»

«МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования Юго-Западный государственный университет Кафедра уголовного права УТВЕРЖДАЮ Проректор по учебной работе О. Г. Локтионова __2014г. УГОЛОВНОЕ ПРАВО Методические рекомендации по выполнению курсовых и выпускных квалификационных работ для специальностей 030900.62, 030900.68, 030501.65 Юриспруденция, 031001.65 Правоохранительная деятельность,...»

«Секция 4 Рынок: исследования, проекты, технологии Tirgus: ptjumi, projekti, tehnoloijas RESEARCH and TECHNOLOGY – STEP into the FUTURE 2010, Vol. 5, No 2 ИССЛЕДОВАНИЕ МЕХАНИЗМОВ ПОСТРОЕНИЯ ОРГАНИЗАЦИОННЫХ СТРУКТУР Алексей Акимов Институт транспорта и связи ул. Ломоносова, 1, Рига, LV-1019, Латвия Тел. +371 29562043. E-mail: aleksej@elpis.lv Ключевые слова: функционирование, неустойчивость, пересмотр, полномочия, критерий, эффективность Организационные структуры создаются для обеспечения...»

«Учебники издательства по Обществознанию в федеральном перечне. Часть 1. Раздел. 2. Общественно-научные предметы Обществознание 5-9 классы Обществознание 1.2.2.3.1-5 Л.Н. Боголюбов и др. Часть 1. Раздел. 3 Общественные науки Обществознание10-11 классы Обществознание 1.3.3.3.1.1-2 Л.Н. Боголюбов и др. Основа преемственности и непрерывности всех учебников под редакцией Боголюбова: • Единая редакторская политика • Содержательная преемственность • Единство методического аппарата • Соответствие ФГОС...»

«В.И. КОЛЧКОВ МЕТРОЛОГИЯ, СТАНДАРТИЗАЦИЯ И СЕРТИФИКАЦИЯ Рекомендовано Управлением среднего профессионального образования Министерства образования и науки Российской Федерации в качестве учебника для студентов образовательных учреждений среднего профессионального образования, обучающихся по группе специальностей Метрология, стандартизация и контроль качества, Москва 2013 УДК [006+658.562](075.32) ББК 30ц.я723-1+30.10я723-1+65.291.823.2я723-1 К61 Колчков В.И. Метрология, стандартизация и...»

«ГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ КУРСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ МЕДИЦИНСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ ФЕДЕРАЛЬНОГО АГЕНТСТВА ПО ЗДРАВООХРАНЕНИЮ И СОЦИАЛЬНОМУ РАЗВИТИЮ КАФЕДРА НЕВРОЛОГИИ И НЕЙРОХИРУРГИИ УЧЕБНОЕ ПОСОБИЕ ПО САМОПОДГОТОВКЕ К ПРАКТИЧЕСКИМ ЗАНЯТИЯМ ПО ОБЩЕЙ НЕВРОЛОГИИ для студентов лечебного факультета и факультета медико-профилактического дела Курск — 2007 УДК: 616.839 Печатается по решению ББК: Центрального методического Совета КГМУ Учебное пособие по...»

«НОУ ВПО ИВЭСЭП НЕГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ САНКТ-ПЕТЕРБУРГСКИЙ ИНСТИТУТ ВНЕШНЕЭКОНОМИЧЕСКИХ СВЯЗЕЙ, ЭКОНОМИКИ И ПРАВА БИБЛИОГРАФИЯ УЧЕБНО-МЕТОДИЧЕСКИЙ КОМПЛЕКС по всем специальностям высшего профессионального образования САНКТ-ПЕТЕРБУРГ 2006 ПЕРВЫЙ БЛОК УМК Пояснительная записка В соответствии с Государственными образовательными стандартами высшего профессионального образования, реализация основной образовательной программы подготовки...»

«ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования ТОМСКИЙ ПОЛИТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ ЮРГИНСКИЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ ИНСТИТУТ _ Утверждаю Зам. директора ЮТИ ТПУ по УР _ В.Л. Бибик _ _ 2008 г. ВЫСОКОУРОВНЕВЫЕ МЕТОДЫ ИНФОРМАТИКИ И ПРОГРАММИРОВАНИЯ Методические указания к выполнению курсовой работы по дисциплине для студентов специальности 080801 Прикладная информатика (в экономике) всех форм обучения Издательство Томского...»

«Учреждение образования БЕЛОРУССКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ ТЕХНОЛОГИЯ ПОЛУПРОВОДНИКОВ Методические указания к выполнению курсовой работы по одноименному курсу для студентов специальности 1-48 01 01 Химическая технология неорганических веществ, материалов и изделий специализации 1-48 01 01 13 Химическая технология материалов квантовой и твердотельной электроники Минск 2007 УДК 541.1:621.382(075.8) ББК 24.5:32.852я7 Т 38 Рассмотрены и рекомендованы к изданию...»

«Министерство здравоохранения и социального развития Российской Федерации Стандарты контроля качества обучения в медицинском вузе Рекомендовано Учебно-методическим объединением по медицинскому и фармацевтическому образованию вузов России для организации контроля качества обучения в вузе, осуществляющем учебный процесс по направлениям подготовки (специальностям) группы Здравоохранение Архангельск 2012 Создано в рамках проекта Tempus IV 159328-TEMPUS-1-2009-1- FR-TEMPUS-SHMES Система обучения в...»

«ГОСУДАРСТВЕННОЕАВТОНОМНОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ СРЕДНЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ НОВОСИБИРСКОЙ ОБЛАСТИ БАРАБИНСКИЙ МЕДИЦИНСКИЙ КОЛЛЕДЖ Траектория практического обучения по дисциплине Основы сестринского дела Барабинск 2010 И. В. Михайлова, О.В. Владимирова, Т.М. Ишкова, В.В. Хвалова Траектория практического обучения по дисциплине Основы сестринского дела Учебное пособие Траектория практического обучения по дисциплине Основы сестринского дела - составлено в соответствии с требованиями...»






 
2014 www.av.disus.ru - «Бесплатная электронная библиотека - Авторефераты, Диссертации, Монографии, Программы»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.