Aplicarea Conditionarii Eletrochimice la Prepararea Minereului Complex Burloaia Proectarea Instalatiei la Captare
INTRODUCERE
Teoria flotației ca și teoria altor discipline aplicative se află în perioada în care analiza datelor experimentale, pe lângă folosirea noțiunilor de bază din chimia și fizica clasică, necesită aplicarea noilor descoperiri din domeniul teoriei corpului solid, a chimiei-fizice, a teoriei forțelor superficiale și nu în ultimul rând al electrochimiei.
Sarcina principală actuală a cercetărilor teoretice din domeniul flotației este de a trece de la aprecieri calitative și interpretări statistice la analiza cantitativă fundamentală funcțională, având la bază teoria flotației, care să cuprindă toate subprocesele determinante ale rezultatelor flotației [1]
Prin însăși titlul lucrării de față, se dorește îndeplinirea uneia din sarcinile anterior menționate, având în vedere aplicarea condiționării electrochimice la prepararea minereului complex Burloaia, perimetrul minier Baia Borșa.
Lucrarea se bazează pe stabilirea structurilor elementelor cuprinse în minerale sulfurice ale minereului complex și a substanțelor chimice folosite ca reactivi de flotație în procesul de prelucrare, pe corelarea diferențiată a acestor structuri cu proprietăți fizice și chimice generale, care permit să se facă aprecieri previzibile referitoare la unele proprietăți specifice ale diferitelor categorii de substanțe.
Sistematizând proprietățile fizice și chimice ale elementelor sau a substanțelor (mineralelor) și raportându-le la structurile acestora se poate deduce existența unor posibile corelații între unele structuri și proprietăți, relații de cauză și efect, chiar dacă aceste relații nu sunt întotdeauna simple sau nu sunt încă bine cunoscute.
Experimentele ce stau la baza proiectului de tratare electrochimică a tulburelii de flotație al minereului complex, se bazează pe fenomenele de transformare reciprocă între energia chimică și energia electrică, fenomene ce se numesc electrochimice sau procese electrochimice. La baza proceselor electrochimice stau reacțiile care au loc cu transfer de electroni, numite reacții de oxido-reducere sau redox. Capacitatea de oxidare sau capacitatea de reducere a unui agent oxidant sau reducător, este egală cu numărul de electroni implicați în reducere sau în oxidare. O ecuație de oxido-reducere este echilibrată atunci când cantitățile de agent oxidant și de agent reducător, care reacționează, au aceleași capacități.
În majoritatea cazurilor reacțiile de oxido-reducere nu pot fi separate sau localizate. În procesele electrolizei și ale surselor electrochimice de energie, aceste relații însă, pot să se desfășoare și separat, când oxidarea are loc la anod(oxidare anodică), iar reducerea la catod (reducerea catodică). Porțiunea din sistemul de reacție la care are loc unul sau altul din procesele redox, se numește electrod. Electrodul este un conductor de ordinul întâi (metal sau conductor electric) introdus într-un electrolit (tulbureală de flotație, soluție de reactiv, apă)[2]
Aplicarea condiționării electrochimice a tulburelilor de flotație, pornește de la analiza situației descompunerii electrice a suprafețelor mineralelor sulfurice, pe baza experiențelor care au arătat că la acestea poate apărea o diferență de potențial, când acestea sunt introduse într-o fază lichidă, care conține ionii proprii (rezultați din dizolvarea sărurilor solubile) sau dacă la interfața solid-lichidă are loc unul din următoarele fenomene:
-trimiterea de ioni din faza solidă în faza înconjurătoare – soluții apoase sau în vas;
-disocierea electrochimică a unor molecule de pe suprafața solidului;
-adsorbția unor ioni din mediul înconjurător (ioni donori);
-adsorbția unor molecule din mediul înconjurător (tulbureală) care se disociază numai în stratul de adsorbție datorită condițiilor speciale ale acestui strat.
Urmare a acestor aspecte generale în lucrare sunt prezentate experimentele efectuate la tratarea prealabilă a tulburelii de flotație, comparativ cu tehnologia clasică aplicată în prezent în industrial. Pe baza rezultatelor obținute se prezintă datele de proiectare pentru transpunerea în industrial a parametrilor tehnico-economici obținuți la nivel de laborator, date ce scot în evidență contribuția proprie la elaborarea lucrării de licență.
CAP.I. DATE GENERALE ASUPRA STRUCTURII MINEREULUI BURLOAIA
Zăcământul de minereu complex polimeric Burloaia, este situat la circa 6 km est de Baia Borșa. Regiunea este alcătuită aproximativ în exclusivitate din șisturi cristaline, reprezentate prin șisturi claritoase, sericitoase, clarito-sericitoase, formând din punct de vedere structural un puternic sinclinul foliat, în flancurile căruia apare mineralizația sub forma de strat lenticular de 0,5-8 m grosime.
Stratul mineralizat este fragmentat într-o serie de blocuri dispuse la nivele diferite. Mineralizația este complexă compusă din: pirită, blendă, galenă, calcopirită, nispichel, pirofină, tetroedrit, iar ca minerale de gongă: cuarț, calcit, și minerale din rocile înconjurătoare. Ca elemente minore însoțitoare se semnalează cadmiu, iridiu, galiu, seleniu, telur și germaniu.
Geneza zăcământului este hidrotermală, etamorfozată. Zăcământul Burloaia este asemănător ca formă, compoziție și geneză cu zăcământul învecinat Gura Băii.
1.1.Corelații între structura mineralelor și unele
proprietăți ale elementelor chimice prezente în
substanțele minerale utile.
Proprietățile electrice ale substanțelor minerale utile, din punct de vedere electrochimic, în special conductibilitatea și capacitatea de electrizare, depind aproape exclusiv de structura lor electronică. Mineralele pot fi clasificate din punctul de vedere al conductibilității electrice în izolatori, semiconductori și conductori. Diferența dintre aceste grupe constă în modul cum se pot deplasa liber electronii în interiorul cristalelor constitutive. Măsura conductibilității este dată de cantitatea de electricitate transportată într-o secundă printr-o secțiune transversală de 1 cm2 sub acțiunea unui câmp electric E(V/cm).
Pentru compararea conductivității diferitelor materiale se elimină parametrii necaracteristici (lungimea, secțiunea), folosindu-se noțiunea de conductibilitate specifică (conductivitate), definită de relația:
(Ω/cm) (1)
în care : l – este lungimea conductorului (cm)
S – secțiunea conductorului (cm2)
R – rezistența electrică a materialului (Ω)
ρ – rezistivitatea (Ω * cm).
Ca un indicator brut al conductibilității se poate lua rezistivitatea care este mai mică de 1Ω*cm, la conductori și care crește până la 1015 Ω*cm pentru izolatori. Mineralele sulfurice prezente în minereul Burloaia sunt semiconductori, calcopirita( =0,41*102Ω*cm); galenă( =3,35*103Ω*cm); piratină( =1,19*102Ω*cm), în timp ce mineralele de gangă sunt izolatori: cuarț ( =<10-11 –10-19Ω*cm); granații (<10-11 Ω*cm), calcit ( <10-11 Ω*cm), etc.
Din punct de vedere teoretic, conductibilitatea electrică a unui corp derivă din deplasarea ordonată a unor purtători de sarcină (electroni, ioni, atomi sau nuclee) sub acțiunea unor forțe diferite de zero, de natură electrică (corespunzătoare unui câmp electric macroscopic E) [3]
Dacă „q” este sarcina electronică microscopică (pozitivă sau negativă) a purtătorului de sarcină „i” de concentrația numerică „ni”(număr purtători de sarcini pe unitate de volum) și de viteză medie „”, densitatea curentului de conjuncție „j” este:
(A/cm) (2)
Într-un corp omogen și izotrop, cum sunt majoritatea mineralelor policristaline, densitatea curentului de conducție are direcția câmpului electric „E” aplicat din exterior, relația densității curentului de conjuncție devenind:
(A/cm) (3)
în care : reprezintă mobilitatea, care caracterizează mișcarea purtătorilor de sarcină de tip „i”. În acest caz conductivitatea electrică a mineralelor este:
(m/AS) (4)
Mărimile „ni” și „μi” depind de natura chimică a substanței minerale (de nivelul Formi). Ele pot depinde în plus de câmpul electric exterior și de temperatură. Concentrația „ni” se referă numai la purtători de sarcină care contribuie afectiv la variația curentului electric (nu și la purtătorii a căror contribuție se anulează reciproc). Mobilitatea „μi” este o mărime definită de prezența unui câmp electric exterior influențat și de variația temperaturii. În absența câmpului electric exterior j=0
Mineralele sulfurice (semiconductori) se caracterizează din punct de vedere al conductibilității chiar între diferite probe, prin trei proprietăți și anume: variabilitatea externă a conductibilității; valoarea conductivității intermediare între valorile corespunzătoare metalelor și dielectricilor, precum și creșterea ei direct proporțional cu temperatura.
-prima proprietate se datorează faptului că semiconductorii reali (extrinseci) posedă impurități nedozabile în mod normal care se repartizează la întâmplare în material;
-a doua caracteristică este o consecință a structurii lor electronice intermediare între dielectrici și metale și a existenței benzilor acceptoare sau donoare.
Deplasarea curentului se poate produce prin difuzarea electronilor și a golurilor în modul cunoscut, conductibilitatea putând fi calculată cu relația:
(5)
în care: e – sarcina electrică a electronului
μn și μp – mobilitatea electronilor și golurilor
ΔW0 – energia totală a gazului Formi (a tuturor electronilor liberi ()) (6)
în care: N – numărul de orbitali; V – volumul rețelei;
(7)
H – constanta lui Glank;
m – masa electronului;
N1 – numărul electronilor liberi.
T – temperatura (˚K) – (conductibilitatea electrică)
K – constanta gazelor
Nc = Nv = 4,82 * 1015 * T3/2 (cm-3)
Concentrațiile n și p cresc exponențial cu temperatura, în timp ce mobilitățile „μn” și „μp” variază cu anumite puteri ale ei.
Aceasta face ca dependența concentrației de temperatură să predomine asupra dependenței mobilității și determină comportarea conductivității „σ”, explicând a treia proprietate a semiconductorilor.
De aici se poate concluziona faptul că datorită legăturii directe a poziției nivelelor Formi și conductibilitatea metalelor prin electronii din cristale minerale, cea din urmă poate fi modificată prin metode care influențează structura benzilor energetice ale mineralelor și anume:
-prin introducerea unor impurități donoare sau acceptoare în structura cristalului (utilizarea reactivilor modificatori de mediu);
-prin aplicarea unui câmp electric potrivit, cazul prezentei lucrări;
-prin iradiere sau iluminare;
-prin modificarea dispersiei.
Cristalele minerale nu pot fi dopate în mod artificial cu impurități, însă printr-o tratare cu reactivi aceștia pot fi absorbiți pe suprafața lor. Dacă are loc o chemosorbție puternică, atomii adsorbiți pot fi considerați ca niște impurități ale suprafeței care-și modifică starea, conducând la apariția unui strat cu sarcini spațiale, ce îmbogățește sau sărăcește rezerva de goluri de electroni în raport cu poziția relativă a nivelului Formi. Prin aceasta, conductibilitatea cristalelor se modifică substanțial. [3]
Folosindu-se reactivi tensioactivi potriviți, se poate realiza o adsorbție selectivă pe suprafața diverselor minerale, mărindu-le sau micșorându-le în mod convenabil conductibilitatea, ceea ce are ca efect o îmbunătățire a separării electrostatice a diverselor specii minerale.
Pe de altă parte mineralele utile se pot încărca cu sarcini electrice sub influența unui câmp electric exterior [2], pe care apoi le pot ceda altor minerale cu care vin în contact. Electricitatea se poate produce atât în cazul mineralelor conductoare și semiconductoare, cât și a celor dielectrice.
Prezenta lucrare se bazează în mod deosebit, pe rezultatele încărcării electrice a substanțelor minerale prin atingerea unui electrod de lucru de un mineral semiconductor (contact conductiv sau galvanic), prin trecere între minerale încărcate electric (triboelectricitate) sau prin acțiunea a însăși câmpului electric exterior, creat între doi electrozi de nea conductorului (cm2)
R – rezistența electrică a materialului (Ω)
ρ – rezistivitatea (Ω * cm).
Ca un indicator brut al conductibilității se poate lua rezistivitatea care este mai mică de 1Ω*cm, la conductori și care crește până la 1015 Ω*cm pentru izolatori. Mineralele sulfurice prezente în minereul Burloaia sunt semiconductori, calcopirita( =0,41*102Ω*cm); galenă( =3,35*103Ω*cm); piratină( =1,19*102Ω*cm), în timp ce mineralele de gangă sunt izolatori: cuarț ( =<10-11 –10-19Ω*cm); granații (<10-11 Ω*cm), calcit ( <10-11 Ω*cm), etc.
Din punct de vedere teoretic, conductibilitatea electrică a unui corp derivă din deplasarea ordonată a unor purtători de sarcină (electroni, ioni, atomi sau nuclee) sub acțiunea unor forțe diferite de zero, de natură electrică (corespunzătoare unui câmp electric macroscopic E) [3]
Dacă „q” este sarcina electronică microscopică (pozitivă sau negativă) a purtătorului de sarcină „i” de concentrația numerică „ni”(număr purtători de sarcini pe unitate de volum) și de viteză medie „”, densitatea curentului de conjuncție „j” este:
(A/cm) (2)
Într-un corp omogen și izotrop, cum sunt majoritatea mineralelor policristaline, densitatea curentului de conducție are direcția câmpului electric „E” aplicat din exterior, relația densității curentului de conjuncție devenind:
(A/cm) (3)
în care : reprezintă mobilitatea, care caracterizează mișcarea purtătorilor de sarcină de tip „i”. În acest caz conductivitatea electrică a mineralelor este:
(m/AS) (4)
Mărimile „ni” și „μi” depind de natura chimică a substanței minerale (de nivelul Formi). Ele pot depinde în plus de câmpul electric exterior și de temperatură. Concentrația „ni” se referă numai la purtători de sarcină care contribuie afectiv la variația curentului electric (nu și la purtătorii a căror contribuție se anulează reciproc). Mobilitatea „μi” este o mărime definită de prezența unui câmp electric exterior influențat și de variația temperaturii. În absența câmpului electric exterior j=0
Mineralele sulfurice (semiconductori) se caracterizează din punct de vedere al conductibilității chiar între diferite probe, prin trei proprietăți și anume: variabilitatea externă a conductibilității; valoarea conductivității intermediare între valorile corespunzătoare metalelor și dielectricilor, precum și creșterea ei direct proporțional cu temperatura.
-prima proprietate se datorează faptului că semiconductorii reali (extrinseci) posedă impurități nedozabile în mod normal care se repartizează la întâmplare în material;
-a doua caracteristică este o consecință a structurii lor electronice intermediare între dielectrici și metale și a existenței benzilor acceptoare sau donoare.
Deplasarea curentului se poate produce prin difuzarea electronilor și a golurilor în modul cunoscut, conductibilitatea putând fi calculată cu relația:
(5)
în care: e – sarcina electrică a electronului
μn și μp – mobilitatea electronilor și golurilor
ΔW0 – energia totală a gazului Formi (a tuturor electronilor liberi ()) (6)
în care: N – numărul de orbitali; V – volumul rețelei;
(7)
H – constanta lui Glank;
m – masa electronului;
N1 – numărul electronilor liberi.
T – temperatura (˚K) – (conductibilitatea electrică)
K – constanta gazelor
Nc = Nv = 4,82 * 1015 * T3/2 (cm-3)
Concentrațiile n și p cresc exponențial cu temperatura, în timp ce mobilitățile „μn” și „μp” variază cu anumite puteri ale ei.
Aceasta face ca dependența concentrației de temperatură să predomine asupra dependenței mobilității și determină comportarea conductivității „σ”, explicând a treia proprietate a semiconductorilor.
De aici se poate concluziona faptul că datorită legăturii directe a poziției nivelelor Formi și conductibilitatea metalelor prin electronii din cristale minerale, cea din urmă poate fi modificată prin metode care influențează structura benzilor energetice ale mineralelor și anume:
-prin introducerea unor impurități donoare sau acceptoare în structura cristalului (utilizarea reactivilor modificatori de mediu);
-prin aplicarea unui câmp electric potrivit, cazul prezentei lucrări;
-prin iradiere sau iluminare;
-prin modificarea dispersiei.
Cristalele minerale nu pot fi dopate în mod artificial cu impurități, însă printr-o tratare cu reactivi aceștia pot fi absorbiți pe suprafața lor. Dacă are loc o chemosorbție puternică, atomii adsorbiți pot fi considerați ca niște impurități ale suprafeței care-și modifică starea, conducând la apariția unui strat cu sarcini spațiale, ce îmbogățește sau sărăcește rezerva de goluri de electroni în raport cu poziția relativă a nivelului Formi. Prin aceasta, conductibilitatea cristalelor se modifică substanțial. [3]
Folosindu-se reactivi tensioactivi potriviți, se poate realiza o adsorbție selectivă pe suprafața diverselor minerale, mărindu-le sau micșorându-le în mod convenabil conductibilitatea, ceea ce are ca efect o îmbunătățire a separării electrostatice a diverselor specii minerale.
Pe de altă parte mineralele utile se pot încărca cu sarcini electrice sub influența unui câmp electric exterior [2], pe care apoi le pot ceda altor minerale cu care vin în contact. Electricitatea se poate produce atât în cazul mineralelor conductoare și semiconductoare, cât și a celor dielectrice.
Prezenta lucrare se bazează în mod deosebit, pe rezultatele încărcării electrice a substanțelor minerale prin atingerea unui electrod de lucru de un mineral semiconductor (contact conductiv sau galvanic), prin trecere între minerale încărcate electric (triboelectricitate) sau prin acțiunea a însăși câmpului electric exterior, creat între doi electrozi de lucru (influență electrostatică) prin acțiuni electrochimice (cânpilele electrice formate), prin încălzire, iradiere cu lumină sau alte radiații.
În principal experimentele de aplicare a condiționării electrochimice au la bază polarizarea electrică a mineralelor (polarizare temporară a dielectricilor) prin aducerea lor într-un câmp electric.
Indiferent de metoda utilizată, încărcarea electrică (electrizarea) nu se păstrează nelimitat, sarcinile electrice în exces pe care le primește mineralul dispărând treptat, apărând fenomenul de relaxare. Mineralele de gongă (dielectricii) prezintă un timp mai îndelungat de relaxare, comparativ cu mineralele sulfurice, care la rândul lor au un timp mai îndelungat de relaxare decât metalele din care sunt confecționați electrozii de lucru.
Când o granulă minerală conducătoare este adusă în câmpul electric produs de un electrod de lucru, apare în interiorul său un câmp electric indus de sens opus celui inductor. Dacă mineralul are conductibilitate mare, electronii liberi pe care îi posedă, capătă sub acțiunea câmpului indus o mișcare suplimentară în aceeași direcție, dar în sens contrar cu câmpul inductor.
Datorită acestui fapt, electronii se acumulează în partea prin care pătrunde câmpul indus, iar partea opusă apar sarcini pozitive. Sarcinile care apar la suprafața mineralelor sunt libere, ele putând părăsi ușor suprafața.
Sarcinile electrice în exces nu se repartizează uniform în mineral, astfel electricizate, ci se localizează în volum pe suprafețe cu o densitate care diferă de la punct la punct. Dacă repartizarea sarcinii are loc în volum, densitatea de sarcină este dată de relația:
(8)
iar dacă repartizarea se face pe o suprafață, devine:
(9)
unde Δq – variația repartizări sarcinii;
V – volumul mineralului
S – suprafața mineralului.
Repartizarea sarcinilor, respectiv câmpurile inductoare dau naștere la fenomene de polarizare care se manifestă funcție de natura sau caracterul mineralului.
Acest lucru, în procesele electrochimice este strâns legat de caracterul chimic al metalelor cuprinse în rețeaua cristalină a mineralelor, care prezintă tendința de a ceda electroni, cu formare de ioni pozitivi caracterizând natura conducătoare a mineralelor. De aceea, se ține cont în tratarea electrochimică a tulburelilor de flotație de seria tensiunilor elecrochimice, din care rezultă că metalele alcaline și alcalino – pământoase prezintă o reactivitate ridicată, în timp ce metalele: plumb, cupru, aluminiu, zinc, etc trebuiesc fie încălzite, fie tratate într-un câmp energetic exterior (curent electric, iluminare) pentru a fi oxidate, conform schemei din fig.nr.1, din care se poate concluziona faptul că polarizarea dielectricilor (mineralelor sterile) și semiconductorilor mineralele sulfurice se datorează orientării moleculelor polare sau polarizate care constituie mineralul, sub acțiunea câmpului electric.
Fig. Nr. 1 Seria tensiunilor electrochimice ale metalelor din structura chimică-cristalină a semiconductorilor și dielectricilor.
1.2. Structura mineralogică a minereului polimetalic
Burloaia.
Proprietățile mineralelor considerate corpuri omogene, depind în primul rând de natura chimică a substanțelor care le constituie mineralele, sunt formate în toată masa lor din același material și au aceleași proprietăți în toate punctele lor. Microscopic se poate considera că ele au o structură continuă, adică punctele constituente ale masei simplu spațiul complet și fără întreruperi.
Dacă se studiază însă materia din care sunt alcătuie mineralele la nivel atomic sau molecular, se constată că ele au o stuctură discontinuă.
Din punctul de vedere al probabilității, proprietățile substanțelor minerale se pot clasifica în două grupe:
-proprietățile care influențează direct sau toate operațiunile de preparare ca de exemplu structura reticulară (cristalină, densitatea, dimensiunile și repartiția granulometrică și unele proprietăți superficiale (energia superficială);
-proprietăți caracteristice pentru anumite operațiuni de preparare, ca de exemplu, mărunțirea depinde de proprietățile structural-mecanice, separarea electrolitică de conductibilitatea electrică (vezi 1.1.), flotația și flocularea selectivă de proprietățile interfețelor.
Deși la prima vedere proprietățile care sunt luate în considerare pentru prepararea substanțelor minerale utile par foarte diferite, ele au însă aceeași origine comună, derivată din structura cristalină a mineralelor, care depinde în esență de legăturile electrostatice dintre particulele elementare care le compun.
Din punct de cedere electrochimic, tema lucrării de diplomă, proprietățile care influențează comportarea substanțelor minerale utile, ca de altfel în toate procesele de preparare sunt dependente direct de structura cristalină și de tipurile de rețele, care la rândul lor sunt funcție de trei factori:
-compoziția chimică a substanței, deci natura și numărul atomilor, ionilor sau moleculelor care o compun, dimensiunea acestora și natura forțelor care le unesc în rețea (covalența, electrovalența, legături metalice, forțe vand der wals sau legături de hidrogen).
Urmare a celor prezentate, prezint în continuare pe baza analizei mineralogice pe o probă măcinată la finețea de 75% -0,074mm și a analizei raționale a probei pentru încercările de laborator conform tabelului nr.1
Tabelul nr.1
Analiza mineralogică și chimică rațională
a minereului Burloaia, la o finețe de 75%-0,074mm
Din punct de vedere a structurii cristaline, electronii din mineralele prezentate influențează direct natura legăturilor dintre particulele constitutive ale cristalelor fie prin participarea directă (formarea legăturilor în rețeaua cristalină) fie prin influența reciprocă în fenomenele de atracție sau de respingere în cazul legăturilor van der wals.
Pentru o mai bună înțelegere prezentăm principalele minerale prezente în minereu conform analizei mineralogice și chimice raționale:
a).mineralele de cupru, prezente sunt în principal prezentate de :
-calcopirită (CuFeS2) în asociație cu alte minerale caracteristice zăcămintelor hidrotermale de sulfuri. Are de obicei mase compacte sau sub formă de granule diseminale. Cristalizează în sistemul pătratic și prezintă o rețea tetragonală simplă. Se caracterizează printr-o foarte bună conductanță electrică, datorită numărului mare de electroni liberi, fapt ce o deosebește de cristalele ionice sau covalente. Fiind un cristal metallic, legătura dintre ionii pozitivi ai metalului (Cu2+, Fe2+) și electronii colectivizați în cristale metalice și realizează prin forța de tracție și respingere, comportându-se ca o moleculă gigantică, în care forțele interatomice se aseamănă în unele privințe cu cele chimice covalente, prezentând particularitatea esențială că nu pot fi saturate, comportându-se favorabil într-un proces electrochimic de separare față de alte minerale.
-bornitul (Cu3FeS3 sau Cu5FeS4), ca mineral secundar de cupru prezent, are o compoziție chimică care variază în limite foarte largi, întru-cât poate conține, sub formă de soluții solide, calcozină și calcopirită. Deseori conține și argint, prezentând o rețea cubică complexă, în care s-a pus în evidență, prin cercetări cu raze x, existența a două feluri de ioni de cupru, ce ocupă poziții diferite în rețea: patru ioni de cupru sunt monovalenți iar al cincilea ion de cupru și ionul de fier sunt divalenți. Aceste date ar corespunde formulei chimice 2Cu2S*FeCuS2.
Mineralele de cupru sulfurice de bază calcopirita și secundare bornitul reprezintă împreună 91,18% din totalul mineralelor prezente. Diferențele de 8,82% sunt reprezentate de mineralele oxidice și carbonatice: molachitul (CuCO3*Cu(ON)2) și azurit (2CuCO3*Cu(ON)2), respectiv de sulfați (cca 3%) reprezentați prin calcinat (CuSO4*5H2O), care au un caracter ionic, cu legături de natură electrostatică destul de puternică și care necesită acțiunea unei energii exterioare mari pentru a le putea rupe, dar care se dizolvă în electroliți sau în solvenți cu constantă electrică foarte mare.
b).mineralele de plumb, sunt reprezentate în proporție de 80% sub formă de:
-galenă (PbS – conține 86,6% Pb și 13,4%S) sub formă de cristale cubice cenușii, mai rar octoedrice. Este impurificată cu argint până la zecimi de procent (0,1%) și zinc, cupru, fier și uneori cu staniu, arsen, stibiu, bismut sub formă de incluziuni microscopice. Prezintă vlivaj după fața de cub, are o activitate electrică slabă, uneori apare alterată acoperită de coaste de anglezit (PbSO4) cu treceri spre suprafață în ceruzit (PbCo3) reprezentând circa 12,5% din totalul mineralelor
-anglezitul (PbSO4) se prezintă sub forme de cristale rombice albe transparente sau colorate în galben, brun-cenuțiu, uneori fixate pe galenă sub formă de cruste cristaline mici.
-ceruzit (PbCo3) se găsește mai rar sub formă de cristale rombice, bine formate sau modelate, clasa rombo-lipiramidală, sau colorate de galben spre negru din cauza impurităților.
c).mineralele de zinc, sunt reprezentate în marea majoritate de:
-blendă (ZnS – 67,1% și 32,9% S), în porogeneză cu galena, calcopirita și pirita. Se prezintă sub forme compacte cu structură granulată și mai rar cu aspecte rariforme și în diuze sub formă de cristale bine dezvoltate. Este rea conducătoare de electricitate, dar prezintă proprietăți de termoelectricitate polară. În rețeaua blendei atomii de zinc alternează cu atomii de sulf și invers. Are o culoare bună uneori a conținutului de impurități de iridiu, cadmiu și galiu.
-smitsonitul(ZnCO3) – 64,8% Zn și 35,2% CO2) este întâlnită în minereu mai rar, prezentând impurități de Fe, Mn și Mg sub formă de amestecuri izomorfe. Cristalizează în sistemul romboedric, apărând sub formă de cristale trigonale albe sau colorate atunci când apar și impurități. Adeseori apare și sub formă de agregate pământoase sau reniforme, cruste, mase cochilifere alveolare sau poroase.
d):pirita (FeS2 – 46,6% Fe și 53,36% S), deține ponderea mineralelor sulfurice în minereu (16,5% S) se prezintă sub formă liberă sau cu galenă, calcopirită blenda și minerale de gongă. Rețeaua cristalină formată din doua cuburi cu fețe centrate, legate între ele la jumătatea cubului elementar, unul de atomii de Fe și altul de moleculele de S2, așezate paralel. Caracterul parțial metalic este evidențiat prin luciu metalic puternic și conductibilitatea electrică relativ mare.
Experiența practicii flotației a demonstrat că între structura cristalină a mineralelor și flotabilitate nu există întotdeauna o dependență directă, însă structura reticulară a suprafețelor minerale joacă un rol deosebit de important în flotație. Pe de altă parte dacă granulele minerale ar avea o structură cristalină ideală, problema adsorbției și deci a flotabilității câștigate ar putea fi rezolvată ușor prin calcule aplicând teoria semiconductorilor. Dar din nefericire, după cum rezultă din analizele mineralogice și chimica rațională, mineralele nu sunt constituite numai din cristale ideale, rețelele lor prezentând imperfecțiuni conduc la ideea periodicității alternanței dintre nodurile anionice și catodice. Aceste imperfecțiuni pot include atomii superstoichiometrici față de compoziția cristalului, impurități atomice, incluziuni de minerale etc. Datorită acestui fapt suprafețele mineralelor sunt eterogene, la fel ca și energia lor, cea ce face să existe o diferență uneori esențială între capacitatea de adsorbție pe care o au și aceea a unui cristal ideal.
Aceste ipoteze justifică abordarea problemei tratării electrochimice a tulburelilor de flotație pentru îmbunătățirea indicatorilor tehnico-economici, intervenindu-se cu o energie suplimentară a unui câmp electric exterior, cu scopul exploatării proprietăților electrofizice a mineralelor.
1.3. Date generale privind caracteristicile electrochimice
ale minereului Burloaia.
Experiențele arată că la suprafața corpurilor solide poate apare o diferență de potențial când acestea sunt introduse într-o fază lichidă (realizarea tulburelii de flotație) care conține ionii proprii sau dacă la interfața lichid-solid are loc unul dintre următoarele fenomene [3]:
-trimiterea de ioni din faza solidă în faza înconjurătoare (în soluții apoase) sau viceversa);
-disocierea electrolitică a unor molecule de pe suprafața solidului (mineralului);
-adsorbția unor ioni din mediul înconjurător (ioni donori);
-adsorbția unor molecule din mediul înconjurător (tulbureală) care disociază numai în stratul de adsorbție datorită condițiilor speciale ale acestui strat.
Apariția saltului de potențial electric macroscopic poate fi explicată prin formarea în această zonă a unui strat dublu electric.
În cazul unui sistem de tratare în câmp electric, prin utilizarea unor electrozi metalici, apare un sistem metal – ioni de metal în soluție, apariția stratului dublu electric, care în acest caz este multiplicat, se explică astfel:
Dacă ionii de metal din tulbureală sunt în concentrație mare datorită trimiterii din faza solidă (minerale sulfurice + electrozi) ei vor fi atrași se sarcinile negative de la suprafața mineralului pe care o vor încărca treptat cu sarcini pozitive. Dacă concentrația ionilor din soluție este mică, ionii pozitivi din mineral sau metalul electonului trec în soluție, suprafața căpătând un exces de sarcini negative sarcina suprafeței crește treptat în ambele cazuri până se ajunge la o stare staționară.
În cazul tulburelilor concentrate (primul caz) sarcinile pozitive de pe suprafața mineralului vor respinge ionii de metal din soluție, ne mai lăsându-i să se depună, iar în cel de-al doilea caz, suprafața negativă împiedică trecerea de ioni în soluție, suprafețele încărcate electrice (pozitiv sau negativ) vor atrage din tulbureală sarcinile de semn contrar, formând dublu strat electric, prezentat în fig.2.
E(v) Fig.2.Dublul strat electric
E-potențialul tulburelii(V)
Ψ Ψ-saltul de potențial din dublul
electric (V) δ-grosimea stratului de difuzie
δ δ δ
Valoare saltului de potențial Ψ din dublul strat electric este dat de relația lui Nernst:
(10)
în care : R – constanta absolută
T – temperatura absolută
Me+ – concentrația cationilor din soluție
A- – concentrația anionilor din soluție stabilită pe baza reacției de transfer a z – electroni care are loc la suprafața unui mineral sau electrod metalic n și o soluție (tulbureală) care conțin ionii respectivi (Me+) reprezintă de reacția:
Me2+ + 2e- Me (11)
Diferența de potențial dintre cele două faze se exprimă prin relația:
(12)
în care: – este activitatea tulburelii
– potențialul standard corespunzător unei soluții în care =1
iar
Dacă se ia diferența de potențial față de un electrod de referință, de exemplu față de hidrogen (H2) pentru care se consideră convențional , atunci se poate scrie.
(13)
în care: este potențialul standard față de electrodul de hidrogen (EHN)
Mecanismul formării dublului strat electric permite să se tragă concluzia ca la o anumită concentrație critică a soluției nu mai are loc nici un transfer de sarcini și deci stratul dublu electric nu se mai poate forma, deoarece la interfață nu mai există exces de sarcini, atingându-se punctul de încărcare nulă (PIN), situația în care potențialul dublului strat electric este zero, dar asta nu înseamnă că întreaga diferență de potențial între două faze este zero, și mai ales în prezența câmpului electric, care poate conduce la formarea altor tipuri de duble strate care la limita fazelor dau naștere la așa zisele căderi de potențial.
În cazul mineralelor sulfurici dielectricilor (minerale de gongă, prezența câmpului electric exterior poate conduce la așa numita tratare a suprafețelor prin formare a multiple dublu strate.
Pentru a face legătura între metode de flotație clasică, cu utilizarea unor săruri chimice ce influențează într-un fel sau altul flotabilitatea mineralelor din minereul supus cercetării și metoda tratării electrochimice prin care se utilizează electrozi ai metalelor de bază din componența reactivilor de flotație utilizați. În procesul clasic al flotației se ține cont de cea de-a doua proprietate chimică fundamentală a metalelor și anume caracterul lor electrochimic [5]. În procesul de tratare electrochimică a tulburelilor de flotație se ține cont de potențialul de electrod al unui metal și care depinde de concentrația ionilor lui în tulbureală și anume un metal dintr-un mineral va acționa ca un reducător cu atât mai puternic cu cât concentrația lui în soluție este mai mică și invers, va fi un conducător cu atât mai slab cu cât concentrația ionilor lui este mai mare.
Dacă în subcapitolul anterior am prezentat structura mineralogiei și chimică a mineralelor prezente în minereul Burloaia, considerăm că este necesar să prezinte și potențialele de electrod standard al metalelor componente din acestea și care au un rol important în formarea compușilor complecși sau a produșilor solubili ce se formează în procesul flotației și datorită compoziției ionice a apei industriale și care pot influența flotabilitatea lor sub influența câmpului electric. Potențialele de electrod al metalelor prezente în mineralele din mineralul Burloaia sunt prezente în tabelul Nr.2
Tabelul Nr.2
Potențialele de electrod ale metalelor din structura
mineralelor – minereu Burloaia
La trecerea de la o tulbureala acidă, la o tulbureală alcalină are loc deplasarea potențialelor de electrod spre valori mai negative, ceea ce indică o reacție reducătoare mai puternică, respectiv au o acțiune, fapt ce le conferă proprietatea de a forma hidroxo – complecși sau hidroxizi greu solubili conducând la scăderea concentrației ionilor în tulbureală.
Astfel, zincul și aluminiul în soluție alcalină se comportă ca reducători mai puternici având potențialele de electrod de și respectiv, decât în soluție acidă unde au potențialele de electrod mai mici și respectiv .
Pe de altă parte faptul că potențialele de oxidare ale unor specii ionice ale metalelor grele sunt mai negative, respectiv mai puțin pozitive în soluție alcalină decât în soluție acidă.
Această comportare este o consecință a tendinței mai pronunțate a ionilor în stări de valență superioară de a forma hidroxizi (oxizi Hidratați) hidroxo – complecși sau alte specii ionice, comparativ cu ionii în stare de valență interioară ceea ce determină o scădere pronunțată a concentrațiilor.
CAP.II. DATE GENERALE PRIVIND PRELUCRAREA INDUSTRIALĂ
A MINEREULUI COMPLEX BURLOAIA.
Minereul Complex Burloaia, provine de la mina Burloaia, amplasată în amonte de Uzina de Preparare Baia Borșa la circa 10km.
Minereul este transportat la U.P. Baia Borșa cu mijloace auto de mare tonaj. Granulometria mineralului brut este cuprinsă între 0 – 300 mm și este recepționat în două buncăre de recepție a U.P. Baia Borșa, cu o capacitate de 250T fiecare prevăzute cu grătare fixe având deschiderea ochiurilor de 300 x 300 mm.
2.1.Schema fluxului tehnologic de prelucrare
industrială a minereului Burloaia.
Minereul brut Burloaia recepționat în buncărele de recepție, este evacuat prin alimentatoare cu plăci și alimentat în treapta I-a de sfărâmare prin intermediul unor benzi transportoare (B=800mm).
Sfărâmarea minereului se realizează în două trepte, în treapta I-a, utilizându-se concasarea cu fălci având deschiderea maximă de 500 mm, iar deschiderea de evacuare de 70 mm. Concasorul lucrează în circuit deschis cu un ciur vibrant, având dimensiunea acțiunilor de 30 x 50 mm. Refuzul ciurului este alimentat prin bandă transportoare (B-600mm) în treapta a II-a de sfărâmare, într-un concasor giratoric (dazmons), având deschiderea camerei de sfărâmare de 100 mm, iar deschiderea evacuării de 30 mm trecerea ciurului vibrant împreună cu minereul sfărâmat în treapta a II-a este transportat prin intermediul benzilor transportoare în silozurile morilor având o capacitate de 500T fiecare.
Minereul mărunt (-30mm) este evacuat prin intermediul unor alimentatoare disc cu ø 1000 mm și constituie alimentarea morilor, minereul fiind transportat prin benzi transportoare (B=400 mm) și deversat în jgheabul de alimentare al morilor.
Măcinarea minereului se realizează în două trepte de măcinare în mori cu capacitatea nominală de 500 T/zi. Evacuarea morii din treapta I-a de măcinare (moara 2) este alimentată într-un clasor mecanic dublu spiral (diametrul spirei ø=1000 mm), al cărui refuz este dirijat în treapta a II-a de măcinare, împreună cu refuzul hidrocicloanelor de control (ø450 mm). Preaplinul clasorului mecanic este dirijat într-un bazin colector și alimentat în hidrocicloanele de control prin intermediul unor pompe de tulbureală PT – 1025C. Preaplinul hidrocicloanelor captate într-un compartiment al bazinului cu nivel constant (realizându-se controlul măcinării) ajung prin preaplinul bazinului în bazinul de refulare a tulburelii în circuitul de flotație (hală separată de hala morilor) prin intermediul pompelor de tulbureală PT – 1025C, care constituie o a doua treaptă de pompare a tulburelii.
Flotația minereului se realizează prin tehnologia selectiv – colectivă, utilizând dioxid de sulf (SO2) pentru depresarea mineralelor de plumb, zinc, și piatră, flotându-se mineralele de cupru cu xantat etilic în amestec cu xantat amilic (1:1) și spumant (AGF – 250).
Concentratul de cupru este supus filtrării pe două filtre de 10 m2 (unul activ și unul în rezervă) și depozitat apoi într-un depozit de concentrate al uzinei.
După flotația selectivă a concentratului de cupru, urmează flotația colectivă integrală Pb + Zn + pirită, după o prealabilă activare cu sulfat de cupru într-un agitator ø1500mm și flotarea cu xantat etilic + amilic (1:1) respectiv spumant AGF–250 .
Concentratul integral Pb + Zn + Pi este supus separării în mediu puternic alcalin (pH=11-11,5), creat cu lapte de var și în prezență de cianură de sodiu pentru depresarea mineralelor de pirită. Concentratul colectiv Pb + Zn este supus filtrării pe filtru tambur cu vid de 10 m2 și depozitat. Concentratul de pirită separat împreună cu sterilul de flotație este dirijat la iazul de decantare Novăț, prin intermediul unei stații de pompare, împreună cu sterilul de la celelalte sorturi de minereu prelucrat (Gura Băii) în uzina de preparare. Stația de pompare este dotată cu pompe de mare putere G.R.T. – prin conducte de hidrotransport printr-un tunel aflat în amonte de uzina de preparare ce traversează masivul muntos până la Valea Vișeului (circa 12km).
În fig.3. se prezintă schema de principiu a tehnologiei de prelucrare a minereului Burloaia.
Fig.Nr.3.Schema de principiu a tehnologiei de prelucrare
industrială a minereului Burloaia
2.2.Indicatorii tehnologici realizați la prelucrarea
industrială – 1999.
Capacitatea de prelucrare realizată în prezent este de 1200 T/zi (realizat pe anul 1999 – 204400T minereu prelucrat)
Capacitatea proiectată a uzinei de preparare pentru minereul Burloaia este de 1200 T/zi, dar există o rezervă de capacitate de 200 T/zi). Indicatorii tehnologici realizați la nivelul anului 1999 se prezintă în tabelul Nr.3
Tabelul Nr.3
Indicatorii tehnologici realizați la prelucrarea industrială
a minereului Burloaia – U.P. Baia Borșa
Din analiza acestor rezultate rezultă că se obține un concentrat de cupru cu 18,89% Cu la o extracție în metal de 56,72%Cu în concentratul respectiv, dar în care impuritățile admise de tehnologia de prelucrare metalurgică Outo Kumpo se află la limita maximă Pb + Zn fiind de 4,73%Pb + Zn.
Concentratul colectiv de Σ Pb, Zn în schimb, din punct de vedere calitativ se află sub limită minimă solicitată de sectorul metalurgic de procesare prin tehnologia I.S.P. având Σ Pb + Zn de 46,53% față de minim de 52%, iar impuritatea de cupru este de 2,62%Cu față de 1,7%Cu impus de tehnologia metalurgică. Extracțiile în metal de 68,35%Pb și 74,43%Zn, raportat la conținutul acestor metale în minereul original sunt de asemenea modeste.
Pierderile din sterilul final de 22,71%Cu, 28,92%Pb, 22,78%Zn sunt oarecum justificate dacă se ține cont că aici se regăsește și concentratul de pirită care în prezent nu mai este valorificat.
Urmare a acestei situații este justificată preocuparea pentru perfecționarea tehnologiei de preparare a minereului complex Burloaia.
În acest sens în conformitate cu tema lucrării de diplomă am propus, utilizarea câmpului electric de curent continuu pentru tratarea tulburelii de flotație, înainte de procesul în sine, având în vedere caracteristicile fizico-chimice ale mineralelor sulfurice prezentate succint în capitolul anterior, în care s-a pus accent pe potențialele de electrod al metalelor din structura mineralelor prezente în mineralul Burloaia, corelate cu fenomenele ce au loc la suprafața acestora în contact cu apa la formarea tulburelii de flotație, urmărindu-se utilizarea proprietății acestora de a trimite ioni în mediul opus (considerat mediu electrolitic), apariția disocierii electrolitice a unor molecule de pe suprafața mineralelor și nu în ultimă instanță fenomenele de adsorbție ce au loc sub influența câmpului electric, mult mai puternice decât în cazul saltului macroscopic al potențialului electric datorat formării dublului strat electric, care în condiții normale de flotație ajunge la o anumită limită funcție de concentrația critică în ioni metalici ai unor metale prezente.
2.3.Consumurile de materiale realizate la prelucrarea
industrială a minereului Burloaia.
Consumurile de materiale realizate la prelucrarea industrială a minereului complex polimetalic prin tehnologia selectiv-colectivă de flotație se prezintă după cum urmează:
-NaCN 104 g/t
-var industrial 1700 g/t
-Na2 SO3 110 g/t
-CuSO4 159 g/t
-cărbune activ 30 g/t
-Na2S 17 g/t
-xantate etilic 70 g/t
-xantat amilic 33 g/t
-AGF – 250 26 g/t
-dowtrost –250 20 g/t
-bile 1269 g/t
-căptușeli mari 352 g/t
-energia electrică 40 kwh/t
-alte date asupra consumurilor de materiale nu s-au putut obține și nici date asupra modului de valorificare a produselor de preparare care au un caracter de secret de serviciu.
CAP.III.ÎNCERCĂRI DE LABORATOR COMPARATIVE – FLOTAȚIA SELECTIV COLECTIVĂ, APLICATĂ INDUSTRIAL, COMPARATIVE CU TRATAREA ELECTROCHIMICĂ A TULBURELILOR DE FLOTAȚIE PROPUSĂ
Pentru intensificarea și ridicarea eficienței procesului flotațional o mare răspândire capătă influențele energetice, în primul rând cele electrochimice, ale căror baze științifice au fost prezentate în capitolul anterior.
În vederea luării unei decizii privind implementarea unei noi tehnologii de preparare sunt necesare obținerea unor date de comparație, obținute în condiții similare din punct de vedere a condițiilor de lucru, cantitative și mai ales utilizarea unor parametrii tehnologici comparativi. În lucrările de laborator, este esențial să se păstreze pe cât posibil parametrii fizici: densități, diluții finețe de măcinare la aproximativ aceleași valori de lucru.
În acest sens încercările de laborator au vizat obținerea unor parametrii tehnologici comparativi obținuți prin tehnologia industrială de prelucrare a minereului complex Burloaia, respectiv a unor parametrii tehnologici pentru tehnologia propusă de tratare în câmp de curent continuu a tulburelii de flotație pe faze tehnologice de concentrare a substanțelor minerale utile.
Alături de tehnologia industrială selectiv – colectivă pentru care s-au păstrat parametrii tehnologici industriali, în cadrul încercărilor de tratare a tulburelii de flotație – electrochimice prezintă suportul științific fundamental al tehnologiei, din care rezultă avantajele perfecționării tehnologiei de prelucrare
3.1.Încercări de măcinare – flotație prin tehnologia
clasică de flotație selectiv – colectivă (industrială).
Încercările de laborator, au fost efectuate în cadrul laboratorului uzinal al U.P. Baia Borșa, dotat cu mori cu vălătuci de laborator, seturi de site pentru analiza granulometrică și a fineții de măcinare, celulă de laborator tip „Wedog” cu vase de flotație de 5 L, 3 L, 1 L și rotoare adaptabile pentru vasele de flotație de ø 80 mm, ø 60 mm și ø 40 mm.
Celula de flotație „Wedog” este prevăzută cu variator de turație putându-se lucra la turații ale rotorului de la 800 rot/min (rotor ø80mm), la 1500 rot/min (rotor ø40mm). Debitul de aer funcție de turația rotorului, aspirat prin intermediul unui tub de aspirație, prin aerul celulei, dirijat sub rotorul celulei este de aproximativ 800 l/m2 /min.
Probele de minereu pentru încercări au fost prelevate din faza de măcinare (bazin nivel constant), au fost filtrate și puse remăcinării în moara cu vălătuci pentru realizarea unei fineți de măcinare de 80% – 0,074mm.
Pentru stabilirea fineței de măcinare, au fost afectate încercări de măcinare la timpi variabili (15, 20, 30min) după care pe produsul măcinat s-a efectuat analiza pe sita de 200 ochiuri/to (-0,074mm).
În urma încercărilor, s-a stabilit că la un timp de măcinare de 20 minute se atinge o finețe de măcinare de 79 – 83% -0,074mm.
Încercările s-au efectuat pe probe de 800 g minereu desecat (filtrat), readus la o diluție L/S de 0,5:1, înainte de măcinare.
Încărcătura barelor de măcinare a fost:
-10 bare ø25 mm x 350mm
-7 bare ø10mm x 350mm
-5 bare ø7mm x 350mm
-5 bare ø5 x 350mm
-parametrii tulburelii rezultă din faza de măcinare pentru finețea de 80% -0,074mm au fost:
a) Hs – greutatea specifică a minereului (g/cm3) –2,75
b) Ht – greutatea specifică a tulburelii (g/cm3) – 1,74
c) n – diluția (L/S) =0,5; (14)
d) p – procentul de solid (%); (15)
e) f – conținutul real de solid (g/l) (g/l) (16)
(teoretic + calculat)
g) conținut volumetric de solid (procentual)
h) conținutul de solid în greutate funcție de tulbureală (%)
i) analiza chimică pe clase finețe măcinare: Tabelul Nr.4
Din analiza chimică pe clasele ±0,074mm rezultă că majoritatea mineralelor se regăsesc în clasa –0,074mm (peste 91%), cu excepția piritei care se găsește doar în proporție de 78,3%.
În concluzie se poate menționa că o finețe de măcinare de 80% -0,074 satisface condițiile de valorificare a produselor minerale din minereul Burloaia.
Condițiile de măcinare prezentate au fost menținute pentru toate încercările de flotație din variantele standard.
3.1.1.Încercări de laborator pentru flotația clasică
selectiv – colectivă.
La încercările de flotație în laborator minereul remăcinat în condițiile amintite mai sus s-au efectuat în celule de laborator de 3 litri, menținându-se cantitatea de minereu măcinat fiind cu apă până la un volum de 3 l.
Parametrii tehnologici ai tulburelii de flotație au fost:
a) greutatea specifică a minereului Hs=2,75 (g/cm3)
b) greutatea specifică a tulburelii Ht=1,20 (g/cm3)
c) diluția n = L/S = 3,0
d) procentul de solid în tulbureală
Regimul de reductivi practicat pe faze tehnologice:
a)Flotația selectivă a concentratului de cupru:
-condiționarea cu Na2S – 10g/t – timp condiționare 10 minute
-condiționarea cu Na2SO3 – pH – 8,5 100g/t(fracționat 40+30+30 g/t), ultimele două fracții au fost dozate la reflotarea concentratului de cupru. Timp condiționare 10 min/fază.
-condiționarea cu NaCN – 50 g/t (fracționat 20+20+10 g/t)
-xantat etilic – 30 g/t (fracționat 15+10+5 g/t)
-AGF – 250 – 10 g/t (fracționat 5+3+2 g/t)
b)flotația colectivă Pb+Zn+parțial pirită:
La flotația colectivă integrală s-a urmărit să se floteze cât mai selectiv un concentrat de Pb – Zn cu cât mai puțină pirită, care de altfel nu se valorifică ci este dirijată în iazul de decantare împreună cu sterilul de flotație.
Regimul de reactivi utilizat la încercări a fost:
-condiționarea cu CuSO4 – 100 g/t (50+25+25 g/t)
-condiționarea cu var – pH –8,5 g 600g/t (300+300 g/t)
-xentat etilic+xentat amilic (1:1) (40+33 g/t/) (40+25+5)
-AGF – 12 g/t (6+3+3 g/t)
c)Separarea concentratului colectiv Pb+Zn de pirită:
Separarea concentratului colectiv de Pb+Zn de pirită a urmărit obținerea unui concentrat cât mai selectiv.
În acest sens s-a utilizat desorbția cu cărbune activ și sulfură de sodiu prin condiționarea succesivă a concentratului colectiv:
-sulfură de sodiu 7 g/t –timp condiționare 10 minute
-cărbune activ 30 g/t – timp condiționare 10 minute
-CuSo4 – 59 g/t (30+19+10 g/t )
-var – pH = 10,5 – 11 1300 g/t
-Na CN 54 g/t (30+14+10 g/t )
-xantat etilic +amilic (1:1) 8 g/t (4+2+2 g/t)
-AGF -250 4 g/t (2+2 g/t)
Rezultatele obținute la încercările de flotație clasică conform tehnologiei de prelucrare industrială a minereului Burloaia sunt prezentate în tabelul Nr.5.
Tabelul nr.5
Rezultatele încercărilor de laborator conform tehnologiei
selectiv – colective (industriale)
Încercările de laborator au condus la obținerea unui concentrat de cupru mult mai selectiv decât cel obișnuit în faza industrială 26,52%Cu față de 18,89%Cu cu suma impurităților de Pb, Zn de Σ Pb+Zn = 4,80% față de 4,73 % ΣPb+Zn, obținut industrial.
Calitatea concentratului colectiv obținut în faza laborator a fost de 47,99% ΣPb+Zn față de 46,53% ΣPb+Zn obținut industrial.
Extracția în metal în produsele de preparare obținute la încercările de laborator au fost separarea celor obținute industrial la cupru 74,28% față de 56,72% în concentratul de cupru, la plumb 74,28% în laborator față de 68,35%Pb în industrial și la zinc – 78,17% în laborator față de 74,43%Zn în industrial.
Explicația creșterii extracțiilor de metale în concentratele obținute în faza laborator comparativ cu cele obținute în industrial, le explic prin creșterea fineței de măcinare, care asigură o mai bună desfacere a concentrațiilor minerale între ele, fapt ce conduce la o reducere a pierderilor din sterilul final (+pirită).
Concentratele primare au fost supuse reflotării în două trepte fără reactivi de flotație.
3.2.Încercări de tratare electrochimică a tulburelii de
flotație.
3.2.1.Date generale asupra influenței curentului electric
asupra sistemelor de flotație.
Până în prezent s-au definit trei direcții principale de folosire a curentului electric în procesele de preparare prin flotație, funcție de sistemul considerat și anume:
-prelucrarea electrochimică a apei industriale – procedeu foarte greu de aplicat industrial, îndeosebi la U.P. Baia Borșa unde apa industrială provine din captările pe râul Rocaș în amonte de Uzina de Preparare și condus prin conducte în două bazine închise, amplasate pe versantul estic din spatele uzinei de preparare;
-prelucrarea tulburelii de flotație, care face obiectul prezentei lucrări;
-prelucrarea soluțiilor de reactivi.
Precizăm că prelucrarea electrochimică a sistemelor de flotație se deosebește de flotația electrochimică sau electroflotația minereurilor, prin faptul că acest proces se desfășoară întotdeauna cu potențialul mai mic decât potențialul reversibil și prin urmare nu este însoțit de descompunerea electrolitică a fazei apoase. (6)
Pe de altă parte, în procesul de prelucrare electrochimică se poate folosi nu numai curentul continuu dar și alte forme de curent electric și anume: curentul alternativ de înaltă frecvență, câmpul electrostatic la tensiunea înaltă, impulsuri electrice de diferite intensități etc., dar cu riscuri mult mai mari când sunt practicate industrial. În prezenta lucrare mi-am propus abordarea tratamentului electrochimic al tulburelii, fiind cea mai facilă metodă posibilă de implementat în producție.
Tratamentul electrochimic al tulburelii este însoțit de următoarele fenomene (7):
-schimbarea compoziției ionice și moleculare a fazei lichide sub influența câmpului electric;
-încărcarea particulelor minerale la contactul între particulele minerale și electrod prin polarizare;
-modificarea stării suprafețelor minerale și a stratului adsorbit de colector;
Dintre aceste fenomene unele sunt determinate în procesul de intensificare a flotației. Și anume asupra apei din tulbureală efectul câmpului electric asupra fazei lichide se traduce prin modificarea potențialului de oxido – reducere (potențialul redox al sistemului). Acest potențial în flotația clasică se modifică prin introducerea reactivilor chimici cum sunt Na2S (sulfura de sodiu); Na2SO4 Sulfitul de sodiu); SO2 (dioxidul de sulf); H2SO3 (acidul sulfuros); NaCl (clorura de sodiu), s.a., care au efect de oxidanți sau reductori, însă care conduc în general la complicarea compoziției iono – moleculare a tulburelii, și fapt ce poate avea o influență benefică dar și nedorită asupra hidratabilității suprafeței minerale.
Modificarea potențialului redox a tulburelii poate permite reglarea proprietăților semiconductoare ale mineralelor sulfurice și prin urmare a capacităților lor de adsorbție.
Acest lucru rezultă din faptul că potențialul redox al tulburelii este asimilat unui nivel energetic al electronilor de valență ai ionilor și moleculelor aflate în tulbureală.
Pentru a stabili influența modificării potențialului tulburelii asupra proprietăților semiconductoare ale mineralelor sulfurice, literatura de specialitate (1, 2, 3, 6, 7) menționează:
1.Faza lichidă deși este constituită de numeroși ioni și moleculele capabile să-și schimbe valența lor în funcție de felul mediului (oxidant sau reducător) poate fi considerată la echilibru, ca un sistem cu o valență generală, valență care corespunde cel mai mult, valenței probabile a ionilor.
În aceste momente, potențialul redox al tulburelii corespunde tocmai acestei stări de valență, iar fiindcă modificarea valențelor de ioni este o consecință a redistribuirii electronilor de valență, rezultă că potențialul redox al întregului sistem poate determina nivelul energetic al electronilor de valență, nivel ce se poate asimila la potențialul lor chimic în faza lichidă.
2.Faza solidă, în momentul introducerii particulelor minerale în faza lichidă (chiar în procesul măcinării) la granița de separație între faza lichidă și faza solidă, are loc un transfer de electroni până când potențialul chimic al electronilor din mineral devine egal cu cel al electronilor din faza lichidă. Acest transfer este controlat de nivelul lui Fermi și de raportul concentrației agenților purtători de sarcini în particulele minerale.
Experiențele efectuate în domeniul tratării în câmp electric (2), au arătat că la atingerea unei anumite intensități ale câmpului electric – numite intensități de prag, proba începe să se polarizeze vizibil. Această intensitate este diferită pentru fiecare mineral în parte. Astfel pentru calcopirită și blendă, diferența de potențial corespunzătoare intensității de prag a câmpului este de –0,6 V, iar pentru galenă –0,9 V.
La introducerea xantatului (reactiv inert) în tulbureală are loc o deplasare a valorii intensității de prag spre valori mai negative: -1,0V pentru calcopirită, -1,1V pentru blendă și 1,5V pentru galenă (deci o deplasare cu circa 0,4÷0,6V).
De asemenea s-a constatat că prin schimbarea constantei dielectrice a tulburelii cu adăugarea reactivilor colectori și a altor reactivi inerți se poate, la aceeași intensitate a câmpului electric, obține o deplasare a potențialului sulfurilor care poate asigura desorbția xantatului de pe suprafața lor, facilitând procesul de separare.
3.2.2.Mecanismul tratării electrochimice a tulburelii.
a)În cazul prelucrării catodice: a tulburelii, potențialul redox se deplasează înspre valori negative creând un mediu superior al mineralului sulfuric a schimbat raportul între electroni și găuri (n/p):
-dacă mineralul este de tip „n” având o cantitate excedentă de electroni, tratarea anionilor de reactivi în rețeaua cristalină a mineralului este îngreunată în primul rând de tipul de semi-conductor și în al doilea rând, de acțiunea de concurență cu ionii OH- și S2-.
În acest caz desorbția colectorului de pe suprafața minereului este favorizată și mineralul este depresat în procesul flotației.
-dacă mineralul este de tip „p” efectul transmiterii electronilor poate crea inversia conductibilității mineralului trecând în tip „n”.
Cele mai bune condiții pentru fixarea xantatului se găsește în regiunea punctului de inversiune în care există un mic surplus de găuri.
b)În cazul prelucrării anodice potențialul redox devine mai pozitivă și necesară un mediu oxidant care adsoarbe intensiv electronii liberi de pe suprafața mineralului:
-dacă mineralul este de tip „n” efectul mediului oxidant creează condiții favorabile pentru trecerea anionului de xantat în rețeaua cristalină și pentru formarea legăturilor rezistente de adsorbție. Acest caz este cel mai caracteristic pentru flotația cu xantat a majorității sulfurilor proaspăt sfărâmate. De aici concluzia că dozarea xantatului în faza de măcinare este o greșeală care deteriorează separarea ulterioară a concentratelor și conduce la produse de preparare cu conținut mare de elemente impurificatoare.
-dacă mineralul este de tip „p” mediul oxidant poate genera o cantitate suplimentară de găuri prin cedarea electronilor de valență a mineralului sulfuric conducând la creșterea semnificativă a potențialului de suprafață a mineralului în direcția pozitivă, mineralele cu o astfel de suprafață (potențial), atrăgând o cantitate mare de ioni OH- și S2-, se oxidează ușor odată cu formarea combinațiilor de oxigen ale sulfului și a hidroxizilor de metale grele. Anionii de xantat se oxidează odată cu formarea dixontantogenatului, soluție uleioasă care se lipește pe suprafața minerală pe cale adezivă, mineralele nemaiputând fi depresate sau poate trece în volumul fazei lichide, constituind o pierdere de colector, fiind greu solubil.
c)În cazul polarizării atingerea particulelor minerale de electrodul de lucru, chiar și pentru fracțiuni de secundă, conduce la o încărcare suplimentară (electrică ε) a particulei minerale. Dacă se ține cont de faptul că inițial atingerii, particula minerală are un grad de încărcare electrică, datorită agenților purtători de sarcină apăruți la contactul cu apa. Încărcarea suplimentară (ε) duce la schimbarea potențialului de suprafață cu ΔVS (V), conform mecanismului .
Înainte de atingerea cu electrodul de lucru, gradul de încărcare de suprafață este legat de potențialul de suprafață conform relației:
(19)
în care : s – suprafața de contact (mm2)
h – grosimea stratului de difuzie (mm)
Vs – potențialul de suprafață a mineralului (V)
K – constanta lui Boltzman
T – temperatura absolută
δ – densitatea electrică de suprafață biografică (A/mm2)
(20)
unde: λ – permeabilitatea electrică
n – concentrația agenților purtători de sarcină (valența)
În momentul atingerii, când suprafața minerală capătă o încărcare suplimentară (ε) potențialul de suprafață se modifică cu valoarea ΔVs, relația devenind:
(21)
sau:
(22)
situația în care schimbarea capacității de adsorbție a suprafeței minerale (induse) este dată de relația:
(23)
unde: N – numărul mediu al bulelor de gaz electrolitic rezultat la disocierea apei;
N0 – concentrația medie al bulelor de gaz în unitatea de volum al celulei;
– conținutul de anioni și cationi legați de semiconductorul (mineralul înainte de atingere).
Efectul câmpului electric exterior asupra stării suprafeței minerale având proprietăți de semiconductor se manifestă printr-o încărcare indusă (εn) dată de relația:
(24)
în care: C – capacitatea electrică a suprafeței minerale (Ωm)
U – diferența de potențial aplicată electronilor de lucru (V)
E – intensitatea câmpului electric
σ0 – constanța dielectrică a tulburelii între electrodul de lucru și suprafața minereului
În acest caz capacitatea de adsorbție a probei de minereu prin efectul polarizării devine:
(25)
Relația care arată că la aplicarea câmpului electric polarizarea catodică (atingerea particulei minerale de catodul de lucru) trebuie să mărească adsorbția cationilor sau a particulelor acceptoare și să intensifice procesul de desorbție a anionilor. Fenomenul este invers la polarizarea anodică.
O analiză mai concretă trebuie să țină cont de seria tensiunilor electrochimice care a fost prezentată în fig.1 (cap. I.).
Conform literaturii de specialitate [2, 5, 8], pentru determinarea condițiilor optime de prelucrare electrochimică a tulburelii de flotație, trebuie să se țină cont de relații la existențe între potențialul redox a fazei lichide, starea suprafeței mineralelor și stabilitatea fermă dinamică a produselor de interacțiune cu colectori.
3.2.3.Încercări de tratare electrochimică a tulburelii de
flotație.
Încercările de tratare electrochimică a tulburelii de flotație au fost efectuate în celula de flotație de 3 L din laborator, în care s-au introdus electrozii de lucru, confecționați din tablă de fier, unul din electrozi având o suprafață de 512 cm2 poziționat la 1 cm distanță de pereții celulei, acaparând trei pereți laterali și celălalt a avut dimensiunea de 128 cm2.
Construcția electrozilor a fost realizată la inducția coordonatorului de proiect, având în vedere prelucrarea catodică a tulburelii, respectiv prelucrarea andică a tulburelii la aceiași parametri ai curentului electric, situație în care s-au putut determina parametrii tehnologici de prelucrare a minereului Burloaia în condițiile prezentate de literatura de specialitate. Schema de lucru a instalației este prezentată în fig. Nr.4.
Fig.Nr.4 Schema de principiu a instalației de laborator pentru tratarea electrolitică a tulburelii.
Modul de lucru în laborator a constat în următoarele: tulbureala de la faza de măcinare în morile cu vălătuci, a fost introdusă în cuva de condiționare (flotare) și s-a agitat pentru omogenizare. S-au introdus electrozii de lucru, suportul suprafețelor catod – anod a fost de 4/1 la prelucrarea catodică a tulburelii, respectiv la prelucrarea anodică a tulburelii, inversându-se doar legăturile între ce-i doi electrozi. S-a procedat în această manieră, pentru asigurarea unei suprafețe de contact a particulelor minerale cu electrodul de lucru cu pondere în procesul tehnologic.
Parametrii fizici ai tulburelii au fost foarte apropiați de parametrii de la încercările de flotație clasică:
-finețea de măcinare 81% -0,074mm
-greutatea specifică a minereului Hs(2,75)(g/cm3)
-greutatea specifică a tulburelii Hz(1,179)(g/cm3)
-diluția L/S =3,2
-procentul de solid în tulbureală [%]
-conținutul de solid în tulbureală (teoretic) (g/l)
A. Tratarea catodică a tulburelii la flotarea concentratului de cupru.
Tulbureala de flotare a fost supusă tratării catodice în câmp de curent continuu, în sensul că electrodul cu suprafața cea mai mare a fost racordat la polul negativ, iar electrodul cu suprafață mai mică a fost racordat la polul pozitiv al sursei de curent continuu. Întrucât literatura de specialitate (2, 5, 6) indică utilizarea unor tensiuni mici de lucru, au fost efectuate câte 3 încercări la tensiunea de alimentare a electrozilor de 2 (V), 3 (V) și 5 (V).
În această situație parametrii de lucru ai curentului electric au fost (tab.Nr.6)
Tabelul Nr.6
După condiționarea tulburelii timp de 30 minute s-au adăugat reactivi de flotație colectori, xantat etilic și spumant AGF, fără alți reactivi de flotație. Timpul de flotație a fost de 10 minute. Regimul de dozare a reactivilor a fost:
Flotare concentrat de cupru
-xantat etilic 20 g/t fracționat 8+8+4 g/t
-AGF 250 10 g/t fracționat 4+3+3 g/t
A.1.Tratarea anodică a tulburelii la flotarea Pb+Zn.
Tulbureala rămasă în celula de flotație după flotarea concentratului primar de cupru a fost tratată în câmp anodic prin inversarea legăturilor la electrozii de lucru, catodul devenind anod și invers anodul devenind catod.
Tratarea s-a făcut la aceleași valori a tensiunii de alimentare a electrozilor dar s-au înregistrat alte valori ale intensității curentului, rezistenței tulburelii și a densității de curent, precum și a valorilor de pH după cum se prezintă în tabelul Nr.7
Tabelul Nr.7
Parametrii curentului electric la tratarea anodică
în faza de flotare colectivă Pb+Zn
Încercările au fost efectuate la nivel de flotare primară, doar cu reactivi colectori și spumanți pentru a stabili parametrii optimi ai curentului electric asupra indicatorilor tehnologici de extracție.
Regimul de reactivi a constat în următoarele consumuri specifice:
-xantat etilic + xantat amilic (1:1) 30 g/t (15 g/t + g/t + 5 g/t)
-spumant AGF – 250 15 g/t (7 g/t + 5g/t + 3 g/t)
Produsele de flotare au fost analizate chimic, conducând în final la următoarele rezultate (tabelul Nr.8)
Tabelul Nr.8
Indicatorii tehnologici ai încercărilor de tratare electrochimică a
tulburelii de flotație (catodică la flotarea Cu, anodică la flotarea Pb+Zn)
Din analiza rezultatelor obținute la încercările de laborator varianta de tratare catodică la flotarea concentratului de cupru și de tratare anodică la flotarea colectivă Pb+Zn cea mai favorabilă, este la aplicarea unei tensiuni de 2V la alimentarea electrozilor de lucru (din fier), deși extracțiile în metal, pentru Pb+Zn sunt mai reduse decât în varianta tensiunii de 2 V, dar mult mai mari pentru cupru, care din punct de vedere valoric deține ponderea produselor valorificabile.
B. Tratarea anodică a tulburelii de flotare a concentratului de cupru.
În vederea obținerii unor rezultate comparative s-a încercat tratarea anodică a tulburelii înaintea flotației mineralelor de cupru, în aceleași condiții, respectiv în prezența câmpului electric doar cu colector și spumant.
Parametrii de lucru ai curentului electric și ai tulburelii de flotație (pH) au fost cei prezentați în tabelul Nr.9
Tabelul Nr.9
Parametrii curentului electric la tratarea anodică
în faza de flotare a concentratului de cupru
Consumurile de reactivi au fost păstrate la nivelul încercărilor anterioare, la același timp de tratare prealabilă a tulburelii de 30 minute înainte de flotare:
Flotarea concentrat de cupru
-xantat etilic 20 (g/t) fracționat 8+8+4 (g/t)
-AGF – 250 10 (g/t) fracționat 4+3+3 (g/t)
B.1Tratarea catodică a tulburelii la flotația Pb+Zn.
Tratarea catodică a tulburelii de flotație după flotarea primară a concentratului de cupru, s-a realizat prin inversarea legăturilor electrice între electrozii de lucru. Tratarea catodică s-a făcut la aceeași parametri ai tensiunii electrice alimentate pe electrozi de lucru, fiind prezentați în tabelul Nr.10
Tabelul Nr.10
Parametrii curentului electric la tratarea catodică a tulburelii
în faza de flotare a concentratului Pb+Zn
Regimul de reactivi utilizat la flotarea colectivă Pb+Zn după tratarea catodică a tulburelii a fost:
-xantat etilic + xantat amilic (1:1) 30 g/t [15+10+5 (g/t)]
-spumant AGF – 250 20g/t [7+7+6 (g/t)]
Produsele de flotare au fost supuse analizei chimice, conducând la parametrii tehnologici prezentați în tabelul nr.11
Tabelul Nr.11
Indicatorii tehnologici obținuți la încercările de tratare electrochimică a
tulburelii de flotație (anodică la flotarea Cu, catodică la flotarea Pb+Zn)
Analiza rezultatelor privind tratarea anodică a tulburelii înaintea flotării concentratului de cupru, respectiv tratarea catodică a tulburelii înaintea flotării colective Pb+Zn, la cele trei valori a tensiunii de curent continuu asupra electrozilor de lucru (din fier), indică parametrii tehnologici foarte strânși atât calitativ cât și cantitativi, dar mai reduși decât în cazul tratării inverse a tulburelii pe faze tehnologice.
Se poate spune că mai repede rezultatele obținute la încercările de flotație clasică sunt apropiate de rezultatele obținute la tratarea anodică a tulburelii de flotație a concentratului de cupru, respectiv catodică înaintea flotării concentratului colectiv Pb+Zn, din punct de vedere al extracțiilor în metal.
În consecință pentru încercările finale de tulbureală s-a ales tehnologia de tratare electrochimică – catodică la flotația cuprului, respectiv tratarea anodică a tulburelii înaintea flotării colective Pb+Zn, la tensiunea de curent continuu de 2V aplicată electrozilor de lucru, urmărindu-se obținerea unor produse de preparare cât mai selective și la extracții în metal cât mai mari în produsele de bază.
3.3.Încercări finale de tratare electrochimică a
tulburelii de flotație pe faze tehnologice (catodică la flotarea concentratului de Cu, anodică la flotarea concentratului colectiv de Pb+Zn).
Pentru încercările finale de tratare electrochimică a tulburelii de flotație s-a ținut cont de rezultatele intermediare, obținute la încercările prezentate anterior, păstrându-se condițiile de lucru în limitele stabilite.
De asemeni, concentrațiile primare obținute au fost supuse reflotării în două trepte de îmbogățire pentru creșterea selectivității produselor de preparare.
Întrucât literatura de specialitate [8] recomandă utilizarea unor reactivi cu rol de electroliți în tulbureală, la flotarea cuprului, în faza de îmbogățire s-a dozat sulfit de sodiu (Na2SO3), care este un bun depresant pentru Pb și Zn. În faza de tratare în câmp electric (andic) s-a utilizat var la un consum redus, având același rol de electrolit depresant pentru pirită.
Regimul de lucru la încercările finale de tratare electrochimică a tulburelii de flotație și flotația ulterioară a concentratelor a fost:
-finețea de măcinare 82% -0,074mm
-greutatea specifică a minereului –Hs=2,75 (g/cm3)
-greutatea specifică a tulburelii –Hz=1,20 (g/cm3)
-diluția tulburelii
-procentul de solid în tulbureală [%]
-conținutul de solid în tulbureală (g/l)
A. Flotarea concentrat de cupru.
Condiționare tulbureală la U=3V, I=120A, is=2343,75 A/m2, pH=6,7 timp de condiționare 30 minute
-xantat etilic 20 g/t (8+8+4 g/t) condiționare 5 minute
-spumant AGF –250 10 g/t (4+3+3 g/t) condiționare 3 minute
-timp de flotare 11 minute (5`+3`+3`)
-reflotarea concentratului de cupru: primar I II
– Na2SO3 60 g/t 40 g/t 20 g/t
Concentratul de cupru primar nu a mai fost tratat în câmp de curent continuu.
B. Tratarea în câmp de curent continuu (anodic) a tulburelii și flotarea colectivă Pb+Zn.
-condiționarea tulburelii în câmp curent continuu: U=3V, I=175A, is=3417,97 A/m3, pH=8,5, timp de condiționare 30 minute
-ca electrolit s-a utilizat o soluție de sulfat de cupru la o concentrație de 10%
Regimul de lucru a fost:
-CuSo4 – 50 g/t condiționare 10 minute
-xantat etilic + xantat amilic (1:1) 30 g/t [15+10+5 (g/t)]
-var – 300 g/t – condiționare 5 minute
-AGF – 250 15 g/t [7+5+3 (g/t)]
Reflotarea concentratului colectiv Pb+Zn I II
-var 200 g/t –
– CuSo4 – 20 g/t
Produsele intermediare, de la reflotarea concentratelor au fost introduse în produsul de cameră, fiind analizate împreună cu acestea, fiind efectuate 5 încercări în aceleași condiții pentru obținerea unor rezultate medii, care să asimileze un circuit de flotare în „flux continuu”.
Rezultatele obținute la încercările finale sunt prezentate în tabelul nr.12
Tabelul Nr.12
Rezultatele finale la încercările de tratare electrochimică a tulburelii de
flotație (catodică – flotarea Cu, anodică – flotare Pb+Zn) a minereului Burloaia
Analizând rezultatele de la încercările finale de tratare a tulburelii de flotație, pe faze tehnologice (catodică la flotarea concentratului de cupru și respectiv anodică la flotarea concentratului colectiv Pb+Zn) comparativ cu rezultatele obținute la încercările de laborator în condițiile tehnologiei industriale rezultă: obținerea unui concentrat selectiv de cupru comparabil calitativ 28,35% față de 26,52 %Cu, dar cu o extracție în metal mai mare 78,53% față de 71,61%Cu (cu 6,92 puncte procentuale) și cu 20,81 puncte procentuale mai mare decât în industrial.
Concentratul colectiv, obținut după tratarea anodică a tulburelii din punct de vedere al selectivități, este comparabil cu cel obținut în laborator conform tehnologiei industriale 46,63%Pb+Zn față de 47,99%Pb+Zn, dar cu o extracție mai mare în metal 79,34Pb față de 74,28%Pb (cu 5,06 puncte procentuale), respectiv 81,24% Zn față de 78,117%Zn (cu 3,07 puncte procentuale).
Posibil ca rezultatele finale să fie influențate de produsele medii recircuitate în proces, de la o încercare la alta, dacă se au în vedere rezultatele parțiale a produselor primare obținute în aceleași condiții de lucru.
În concluzie se poate spune că tratarea electrochimică a tulburelii de flotație este benefică pentru creșterea indicatorilor tehnologici, respectiv economici la prelucrarea minereului Burloaia.
3.4.Stabilirea parametrilor electrolitici, rezultați la
prelucrarea electrochimică a tulburelii de flotație.
Procesele electrochimice prin care se produce modificarea electrochimică a suprafeței mineralelor și a electrozilor metalici și desfășoară în limita celor două faze (solid – lichid) generând un curent electric care străbate soluția și partea solidă.
În tratarea electrochimică pe aceeași suprafață minerală sau metalică a electrodului de lucru au loc două reacții de electrod simultane de sens contrar cu viteze egale și anume:
-reacția anodică (de oxidare) în urma căreia ionul metalic părăsește rețeaua cristalină trecând în tulbureală (faza opusă) sub formă de ioni hidratați, lăsând cantitatea echivalentă de electroni: n→nz++ze-
sau n+zH2O→n(OH)2+zH++ze-
-reacția catodică (de reducere) la care electronii eliberați în procesul anodic, participă la reducerea unui oxidant din tulbureală:
-ioni de hidrogen, oxigen dizolvat în apă, ioni metalici și alte substanțe depolarizante disponibile:
zH++ze-→ sau +zH+→ze-+H2O
sau Fe3++1e-=Fe2+
Închiderea circuitului mineral – metal – soluție se realizează în principal astfel: în mineral și electrodul de lucru prin deplasarea electronilor de la anod spre catod, iar în soluție prin deplasarea cationilor de la anod la catod și a anionilor de la catod la anod. Se poate deduce că pe anozi este localizată distrugerea propriu-zisă a suprafeței mineralului sau a electrodului de lucru, în timp ce pe porțiuni catodice unde au loc procesele de ploarizare, nu vor fi pierderi de metal.
Pentru sistemul constituit în procesul de tratare electrochimică, din electrozi de fier și tulbureală, reacțiile anodice și catodice posibile sunt:
-reacția anodică: dizolvarea fierului Fe→Fe2++2e-
formarea oxidului feros Fe+2OH-→FeO+H2O+2E-
Asimilând procesul cu electroliza apei pure, degazată, la reacția catodică apare doar descărcarea de hidrogen:
2H++2e-→2H↑
Dar în prezența aerului, absorbit prin agitare și din atmosferă reacția catodică are loc în tulbureală cu reducere de oxigen:
O2+2H2O+4e-→40H-
Ionii Fe2+ difuzați în tulbureală, prin procesul anodic pe de o parte și prin corodarea piritei pe de altă parte, reacționează cu OH- proveniți din spațiul catodic și formează hidroxidul feros foarte bun depresant pentru pirită:
Fe2++2OH-→Fe(OH)2
În decursul acestor reacții, ionii transportă o anumită cantitate de electricitate, egală cu concurenții parțiali, anodici și catodici.
Acestora le corespunde anumite valori ale potențialelor de electrod (anodici și catodici) însă pe suprafața mineralelor se stabilește un singur potențial de dizolvare a suprafeței, cu o valoare intermediară între valorile potențialelor parțiale de electrod (anod sau catod).
1.pentru calculul de gaze electrolitice (H, O) cu efecte electrochimice în procesul de tratare a tulburelii, la intensitățile variabile înregistrate, ale curentului electric s-a utilizat legea lui Faraday:
(g) [26]
unde: μ – cantitatea de gaz electroliotic eliberat de electrod (g)
A – masa atomică a gazului electrochimic (AH=1, AO=16) (g)
n – valența gazului electrochimic (nH=1, nO=2)
I – intesnitatea curentului electric la alimentarea electrozilor de lucru (A)
T – timpul de condiționare a tulburelii (min)
F – numărul lui Faraday =96500 (colombi)
Prin urmare: a)la tensiunea de 2V, I=80A rezultă:
b)la tensiunea de 3V, I=117A rezultă:
c)la tensiune de 5V, I=250A rezultă:
2.Cantitatea de ioni Fe eliberați în tulbureală:
a)cantitatea de ioni Fe eliberați de pe anod:
b)cantitatea de ioni Fe eliberați de minerale de pe pirită:
Echivalentul electrochimic al fierului (electrod) la tratarea tulburelii de flotație la tensiunea de 3 V și I=117A rezultă:
(27)
3.Cantitatea de electricitate consumată la încercarea considerată optimă [U=3V, I=117A]
(28)
4.Energia electrică consumată la o încercare:
5.Consumul specific de energie electrică la tratarea unei tone de minereu:
dacă pentru 0,314 T minereu se consumă 0,175 (KWh)
atunci pentru 1,0 T minereu se consumă x (KWh)
minereu)
unde: 0,314 T – reprezintă conținutul de tulbureală “f” (3.3)
6.Consumul specific de electrod de fier.
dacă pentru 0,314 T minereu se consumă 1,02 (gFe)
atunci pentru 1,00 T minereu se consumă y
minereu)
3.5.Concluzii asupra încercărilor de laborator.
Scopul încercărilor de laborator a constat în stabilirea parametrilor de lucru și a indicatorilor tehnologici, respectiv a consumurilor specifice în condiții comparabile în cele două variante tehnologice:
a)flotația clasică a minereului Burloaia conform tehnologiei actuale de prelucrare industrială;
b)tratarea electrochimică a tulburelii înaintea procesului de flotație.
Pentru încercările de flotație sau folosit probe de tulbureală prelevate din fluxul tehnologic industrial, desecate și remăcinate de la finețea de 75% -0,074mm realizată industrial la 82% -0,074mm după remăcinare în laborator, în mori cu vălătuci.
-la flotația clasică, rezultatele obținute au fost net superioare rezultatelor medii industriale localizate la nivelul anului 1999. astfel calitatea concentratului de cupru a fost de 26,52% Cu față de 18,89%Cu (industrial), suma impurităților de Pb+Zn a fost de 4,08% Pb+Zn față de 4,73%Pb+Zn (industrial) extracția de metal fiind de 7161%Cu față de 56,72%Cu (industrial).
Concentratul colectiv Pb+Zn în faza laborator a avut 47,99%Pb+Zn și 2,41%Cu, față de 46,53%Pb+Zn și 2,62Cu (industrial). Extracțiile în metal au fost de asemenea mai mari 74,28%Pb față de 68,35%Pb, și de 78,17%Zn față de 74,43%Zn (industrial).
Concluzia asupra acestor încercări conduce la ideea că indicatorii industriali pot fi îmbunătățiți, printr-o conducere mai atentă a procesului tehnologic în cadrul aceleiași tehnologii.
-tratarea electrochimică a tulburelii a fost realizată în două variante tehnologice, la parametrii diferiți ai curentului electric
b.1.tratarea catodică a tulburelii înaintea flotării concentratului de cupru și tratarea anodică a tulburelii înaintea flotării concentratului colectiv de Pb+Zn.
b.2.tratarea anodică a tulburelii înaintea flotării concentratului de cupru și tratarea catodică a tulburelii înaintea flotării concentratului colectiv de Pb+Zn.
Cele mai bune rezultate s-au obținut în prima variantă când se obțin concentrate comparabile calitativ, cu cele obținute în faza laborator, dar cu extracții în metal în produsele de bază mai mari cu 5,92 puncte procentuale la cupru cu 5,06 puncte procentuale la plumb și respectiv cu 3,07 puncte procentuale la zinc.
Parametrii optimii considerați pentru tratarea tulburelii au fost:
-tensiune alimentare electrozi de lucru 3V
-intensitate curent 117A – flotație Cu
175A – flotație colectivă Pb+Zn
-densitatea de curent pe electrozi (anod) – 2285,1 (A/m2) la flotarea cuprului și 2636,71(A/m2) la flotarea colectivă Pb+Zn
-rezistența tulburelii – 0,025 Ω; pH=6,8 – flotare Cupru
-conductibilitatea tulburelii = 40 Ω-1
-rezistența tulburelii: -0,022 Ω, pH=8,8 – flotare colectivă
-conductibilitatea tulburelii = 45,5 Ω-1
-consumul specific de energie electrică =0,56 KWh/T minereu
-consum specific electrod fier =3,25 gFe / T minereu.
În concluzie se poate aprecia ca favorabilă tratarea electrochimică a tulburelii de flotație în câmp de curent continuu, rezultatele tehnologiei fiind favorabile, are loc o reducere a numărului și consumului specific de reactivi, după cum va rezulta din calculul tehnico-economic.
CAP.IV.PROIECTAREA INSTALAȚIEI DE TRATARE ELECTROCHIMICĂ A TULBURELII DE FLOTAȚIE A MINEREULUI BURLOAIA
Pentru aplicarea industrială a procesului de tratare electrochimică a tulburelii de flotație se pune problema, condiționării tulburelii într-un agitator dimensionat pentru un timp de tratare de 30 minute, în care se vor monta electrozii de lucru. Dimensionați în raport cu rezultatele obținute în faza de cercetare în laborator, atât înaintea folosirii concentratului de cupru cât și înaintea flotării concentratului colectiv.
În acest sens se ține cont de parametrii fizici ai tulburelii de flotație și de parametrii fizici ai câmpului de curent continuu, transpuși de la faza de laborator la faza industrială.
4.1.Parametrii fizici ai tulburelii de flotație în condițiile
tratării electrochimice, utilizați în calculul de proiectare
În conformitate cu capacitatea de prelucrare industrială a minereului Burloaia, la U.P. Baia Borșa rezultă:
a)Capacitatea de minereu prelucrată și parametrii fizici ai tulburelii de flotație realizați la încercările de laborator
Qmin = 250000 T/an = 180 T/zi (255 zile/an) = 40,85 T/h ≈ 41 T/h
b)Debitul de tulbureală alimentat în agitatorul de condiționare electrochimică înaintea flotației concentratului de cupru:
[m3/h] (30)
în care: Qt – debitul de tulbureală (m3/h)
Qmin – cantitatea de minereu supusă prelucrării (t/h)
HS – greutatea specifică a minereului (t/m3)
n – diluția tulburelii
HZ – densitatea tulburelii de flotație 1,20 (t/m3)
p – Procentul de solid în tulbureală (%)
f – conținutul de solid în tulbureală (t/ m3)
fqs – finețea de măcinare a minerelui determinată uscat pe sita de 200 och/tol (-0,074mm) conform STAS nr.1077/67:
qs=qtr+qref=257,48+56+62=314 (g) (31)
(%)
în care : qtr – cantitatea de material din trecerea sitei
qref – cantitatea de material din refuzul sitei
Volumul apei Qa=Hz-f=1200-314=886 (cm3/l)
Volumul solid Vs=1000-886=114 (cm3/l)
Timpul de tratare electrochimică a tulburelii – 30 minute
4.2.Parametrii electrici necesari procesului de tratare
electrochimică a tulburelii deflotație.
-tensiunea de alimentare a electrozilor 2÷5V
-intensitatea curentului electric ontinuu 80 – 250A
-densitatea de curent pe electrozi de lucru, pentru:
*flotare cupru IA=0,1562 ÷ 0,4882 A/cm2
*flotare colectivă Pb+Zn IA=0,2343 ÷ 0,3125 A/cm2
-rezistența tulburelii la:
*flotare cupru 0,025 ÷ 0,020 Ω
*flotare colectivă Pb+Zn 0,017 ÷ 0,031Ω
-conductivitatea tulburelii la:
*flotare cupru 40 ÷ 50 Ω-1
*flotare colectivă Pb+Zn 058,82 ÷ 32,25 Ω-1
-conductibilitatea tulburelii la:
*flotare cupru Ω-*cm-1
*flotare colectivă Pb+Zn Ω-*cm-1
4.3.Dimensionarea agitatorului pentru tratarea
electrochimică a tulburelii de flotație.
Volumul util al agitatorului necesar tratării tulburelii de flotație este dat de relația: (32)
în care:V – volumul util al agitatorului (m3)
Q – cantitatea de minereu prelucrată în 24 h (180T/zi)
P – conținulul de solid al tulburelii în tone la m3 de tulbureală 31,4 (T/ m3)
K – raportul dintre volumul geometric și volumul util al agitatorului (K=1,11 la 1,25)
Rezultă:
(m3)
-volumul geometric al agitatorului se calculează cu:
(m3)
Timpul de prelucrare eletrochimică în agitatorul cu volumul util de tratare, inclusiv timpul de umplere și golire se determină cu relația (h)
în care: t´ – timpul de contact (min)
Q´ – volumul de tulbureală introdus în agitator (m3/h)
V – volumul util al agitatorului (m3)
Rezultă (h)
t´=tu + ttr =0,79 + 0,5 =1,29 (h)
în care: tu – timpul de umplere și golire al agitatorului (0,79 h)
ttr – timpul de tratare electrochimică (0,5 h)
4.4.Dimensionarea electrozilor de lucru pentru tratarea
eletrochimică a tulburelii.
Dimensionarea electrozilor de lucru se referă la dimensionarea suprafeței electrozilor de lucru pornind de la, dimensiunile electrozilor utilizați în laborator:
a)suprafața electordului în laborator.
S-a utilizat un catod cu suprafața de 512 cm2 pentu 3 L de tulbureală și un anod cu suprafața de 128 cm2, raportul catod anod fiind de 4.
Pentru tratarea a 41 tone minereu pe oră la un consum specific de 3,25 gFe/T minereu, rezultă o cantitate de energie de electricitate la 30 minute de tratare de :
Ah (35)
Viteza de erodare a electrodului de lucru (anod) este de:
(36)
Suprafața necesară a electrodului de lucru rezultă pentru industrial (catod)
(37)
-suprafața anodului se ia în raport cu catodul, conform raportului de la încercările în laborator: Sa=18,6/4 = 4,65 (m2)
Semnificația notațiilor în relațiile de calcul sunt:
m = 41 T/h *3,25 g/T = consumul orar al electrodului de fier
V – viteza de erodare al electrodului de lucru (m3/m2h)
A – masa atomică a electrodului (55,85 g)
z – valența metalului din electrod (Fe*z=2) ce trece în soluție
I – intensitatea curentului de consum (A), I t – cantitatea de electricitate debitată în
timpul tratării electrochimice (Ah)
F – 26,8 (A h) – constanta lui Faraday
Sc – suprafața catodului (m2)
Sa – suprafața anodului (m2)
4.5.Determinarea parametrilor energetici ai
agitatorului de tratare elctrochimică.
Puterea metalului pentru antrenarea rotorului de agitare a tulburelii se calculează cu relația:
(KW)
în care q – debitul de tulbureală alimentat (m3/s) (0,036 m3/s)
HZ – densitatea tulburelii (1,2 t/m3)
η – randamentul de agitare (0,2 – 0,3)
; φ – coeficient de presiune pe rotor (0,2 – 0,3)
V – viteza periferică a rotorului (12 m/s)
; g – accelerația gravitațională
rezultă
(KW)
diametrul rotorului D=0,850 m
turația rotorului n=160 rot/min
4.6.Dimensionarea cablurilor de transport curent
continuu de la redresor la agitator.
La dimensionarea cablurilor de transport curent continuude la redresor la agitatoare, au ținut cont de rezistența minimă necesară pe care o opune conductorul și de lungimea necesară racordului, determinată în instalație în varianta montării radiatorului pe culuarul liber dintre celulele de flotație, rezultând o lungime de circa 110 m de cablu.
Secțiunea cablului pentru racord sursă – consumator, este determinată de cantitatea de electroni care trece în unitatea de timp. Valoarea conductibilității conductorului respectă legea lui Ohm R= U/I (Ω)
Conductibilitatea este cu atât mai mare cu cât conductorul este mai gros și mai scurt, depinzând totodată de natura corpului conductor. Secțiunea conductorului este dată de relația: (cm2) (39)
în care: R – rezistența conductorului
λ – conductibilitatea specifică a conductorului
l – lumgimea conductorului
-pentru cupru λCu=5,6*10-5 (Ω-1*cm-1) RCu=1,8*10-6 (Ω*cm)
-pentru aluminiu λAl=2,96*10-5 (Ω-1*cm-1) RAl=2,6*10-6 (Ω*cm)
rezultă
(mm2) (40)
(mm2) (41)
Se recomandă alegerea conductorului cu secțiunea de 110 mm2, respectiv cablu multifilar din sârmă de cupru de 2 * 55 fire, sau cablu multifilar pentru sudură electrică tip 1x55mm2 – dublat
Se recomandă montarea cablului de la sursă la consumator pe suporții de deasupra celulelor de flotație.
4.7.Alegerea instalației de alimentare curent continuu.
Pentru asigurarea curentului continuu de alimentre a instalației de tratare electrochimică se pot folosi redresoare modulare de curent continuu, modernizate bidirecționale, în schemă de contoare cu impulsuri.
Redresoarele de curent continuu realizează converția energiei electrice de curent alternativ, de la o sursă de 280 V, în curent continuu și sunt utilizate în general pentru procese de electroliză și galvanizare, fiind de producție Electronica-București.
Pentru asigurarea curentului electric continuu se recomandă racordul modernizat tip R-CPTR – i/m, a cărui construcție se definește prin părțile componente (prezentate schematic în fig.5.)
-un transformator de alimentare de la rețeaua de 380V;
-dulapul de comandă locale care conține partea de comandă electronică a impulsurilor de grilă, un programator logic, legăturile și comenzile secvențiale pentru comanda la distanță și pentru dulapurile de forță;
-dulapul pentru comandă la distanță;
-dulapul de forță ce include redresorul de tiristoare, un sertar de blocuri de protecție și amplificatorul de impulsuri pentru tiristoare. În dulapul de forță se află șnutul pentru măsurarea curentului până la 1500A. Dulapul de forță este codificat conform schemei din figura nr.6.
Fig.5.Schema redresor cc – racordat
la agitatorul de condiționare a tulburelii
T1; T2; T3 – trafo alimentare 380V; 19V; 7,5V
V –voltmetru cc 4½ digiți
A – ampermetru de cc clasa 1,5A
RS – rezistența reglabilă 50W/0,5A
A1 – lămpi de semnalizare
-redresor
-convertizor de cc
-dulap modular
-tiristoare
-reversil
-comutare de impulsuri
-modernizat
-curent de ieșire cc
-tensiunea redresată de ieșire
Fig.Nr.6. schema instalației de redresare modular
a curentului continuu
Redresoarele se alimentează de la rețeaua trifazată 3 x 380V sau de la rețeaua trifazată de înaltă tensiune 600V prin intermediul unui transformator de adaptare (Tr).
Indicarea curentului prin punțile redresoare cu tiristoare se face cu ajutorul ampermetrilor(A) montate pe fieacre dulap de forță. Indicarea curentului se face pe ampermetrul montat pe dulapul de comandă ce sumează în formația de curent de pe șanțurile din fiecare dulap de forță.
Tensiunea de ieșire se măsoară cu voltmetru montat în dulapul de comandă.
Semnalizarea funcționării protecțiilor se face local prin diode luminiscente și prin lămpi de semnalizare montate pe ușa dulapului de comandă și prin contacte de releu, pentru semnalizările la distanță.
4.7.1.Caracteristici de racord energetic.
Redresoarele de curent continuu se racordează la rețeaua trifazată 3 x 380V prin intermediul unui transformator de alimentare tip “TTA”, la o tensiune nominală de alimentare cu ±10% toleranță.
În cazul alimentării de la rețeaua de uz general, puterea de scurt circuit în puctul de racord trbuie să îndeplinească condiția: SK≥100SN (42)
în care: SN=2*USN*ISN*dN (43)
unde: USN – tensiunea eficace nominală (V)
ISN – intensitatea de ieșire nominală (A)
SK – puterea aparentă de scurt circuit la barele de racord
SN – puterea aparentă nominală a tensiunii între faze la barele de racord
Relația (42) – reprezintă o corelație de racord care asigură o deformare a formei de undă a tensiunii în punctul de racord în limitele admise de norma DIN –51760/V.D.E.O. – 160 (20% atunci când transformatoarele de adaptare sunt utilizate la tensiunea de scurt circuit de 4%)
Racordarea redresoarelor în circuitul de forță se face pe la partea inferioară, prin cabluri de cupru sau aluminiu, cu secțiunea eficace pentru curentul continuu, ținând cont că un fir de cupru de 1mm transportă 1A(cc)
4.7.2.Reguli de depozitare și amplasare instalație curent
continuu.
Redresorul de curent continuu se va depozita în spații care să respecte condițiile climaterice uscate, fără umezeală sau pericol de umezire de stropire cu apă. Redresorul se amplasează astfel încât să asigure:
-racordul electric cu transformatorul de alimentare al racordului;
-distanțe de montare minime indicate de către tehnică, ținând cont de accesul față și spate la redresor.
Alimetarea circuitelor de comandă se va face de la teniunea de 3 x 380V, 50Hz cu nol de lucru și de protecție, ținând cont că puterea maximă absorbită este de 840vA.
Operațiile de punere în funcțiune la modul general constau în:
-verificarea construcției mecanice în conformitate cu documentația de execuție, în condiții de vizualizare;
-verificarea conexiunilor electrice, vizual și prin sonerie conform documentației de execuție. Totodată se vor verifica și valorile componente în conformitate cu specificațiile pe aparate;
-verificarea rezistenței de izolație;
Pentru respectarea normelor de protecția muncii se vor verifica:
-existența legăturilor de punere la pământ a dulapurilor;
-existența covoarelor de cauciuc amplasate în fața și spatele converizorului;
-existența instructajului de protecția muncii a personalului muncitor;
-montajul electrozilor de lucru, respectiv inversarea polarității electrozilor de lucru se va realiza cu instalația de redresare decuplată, iar în timpul exploatării se va verifica în permanență punerea la pământ a întregii rețele de distribuție a curentului continuu.
În timpul exploatării se vor respecta strict instrucțiunile prevăzute în cartea tehnică a utilajului.
4.8.Schema fluxului tehnologic de tratare
electrochimică a tulburelii de flotație –propusă.
În conformitate cu rezultatele încercărilor de laborator în cadrul tehnologiei de flotație selectiv – colectivă, cu tratarea electrochimică a tulburelii de flotație în cadrul tehnologiei selectiv – colective, se impune în faza industrială doar înlocuirea agitatoarelor existente pentru condiționarea tulburelii cu agitatoarele dimensionate, conform propunerii de proiect, adaptate cu instalația de asigurare a câmpului de curent continuu prin montarea electrozilor de lucru:
-catodul sub formă de tablă de conformație semicilindrică cu suprafața totală de 18,6 m2 (2 x 4,65 x 2 m), montat la o distanță de max 0,02m față de peretele agitatorului, respectiv
-anodul sub forma de tub de recircuitare a tulburelii cu ștuțuri adecvate, suspendat de eșafodajul de susținere a agitatorului având suprafața de 4,65 m2 (2πRH=2*3,14*0,41*1,8=4,65 m2), înălțimea de 1,8 m și raza de 0,41 m;
-în rest, circuitul de flotație se menține cel actual (fig.3), fără alte modificări, rezultând în final un minim necesar de investiție.
CAP.V.APRECIERI TEHNICO – ECONOMICE
Pentru stabilirea eficienței economico a procesului de tratare electrochimică a tulburelii de flotație la prelucrarea minereului complex Burloaia, comparativ cu proccedeul clasic de flotație, în cadrul tehnologiei selectiv – colective, practicată industrial în prezent la U.P. Baia Borșa, au ținut cont de rezultatele comparative obținute în aceleași condiții din faza de laborator din punct de vedere a parametrilor tehnologici de lucru și a indicatorilor tehnologici obținuți.
Pe baza acestora, am calculat valoarea producției marfă, respectiv consumurile materiale în cele două variante de flotație clasică și respectiv varianta propusă de trecerea electrochimică a tulburelii de flotație pe faze tehnologice (selectiv pentru cupru și colectivă pentru plumb+zinc).
Pentru calculul investiției necesare adaptării fluxului tehnologic actual, am ținut cont de costurile materiale la care am aplicat un coeficient de 80% pentru lucrările de investiții – montaj la realizarea instalației de asigurare a curentului electric necesar în fazele de tratare.
5.1.Valoarea comparativă a producției marfă.
La baza calculului valorii metalelor au stat parametrii tehnologici comparativi realizați la încercările finale în varianta tehnologică clasică (aplicată în producție) și în varianta propusă privind tratarea electrochimică a tulburelii de flotație pe faze tehnologice (tratarea catalitică la flotarea concentratului de cupru și tratarea anodică la flotarea concentratului colectiv Pb+Zn).
„Prețurile cu ridicata” vizate de oficiul concurenței prin adresa nr.41798/31.10.1997 ale metalelor neferoase, conținute în concentratele miniere, aplicabile conform HG nr.240/29.05.1997, reactualizate de la cursul valutar de 7024 lei/$ la 19610 lei/$ la data elaborării lucrării.
Valoarea concentratului de cupru este calculat la conținutul minim de livrare de 16,5%Cu, la care se aplică bonificații de +2% pentru fiecare procent în plus sau în minus, față de conținutul minim de livrare.
La concentratul de ±0,5% la preț pentru ±1% la calitate (respectiv pentru fiecare metal se va modifica prețul cu ±6570 lei.
Prețurile cu ridicata reactualizate față de cursul valutar inițial se prezintă astfel:
5.1.1.Valoarea producției marfă în varianta de flotație
clasică.
Se consideră că la prelucrarea unei tone de minereu complex Burloaia prin tehnologia clasică de flotare selectiv-colectivă, conform rezultatelor încercărilor finale de laborator se obține dintr-un minereu cu un conținut original calculat de: 0,50%Cu, 0,73%Pb și 1,67%Zn.
-un concentrat de cupru cu un conținut de 26,52%Cu și o extracție în metal de 71,61%Cu
-un concentrat colectiv de Pb+Zn cu un conținut de 2,41%Cu, 14,08%Pb, 33,91%Zn, cu extracții în metal de 18,56%Cu, 74,28%Pb, 78,17%Zn
-alte produse nu sunt valorificate în prezent
Urmare a acestor precizări rezultă:
a)valoarea concentratului de cupru dintr-o tonă de minereu prelucrat:
Cu=0,0050Tx71,61% x 27968910 lei+(26,52%-16,5)x2%x27968910 lei/T =
=100129 lei/T + 5604970 lei/T = 5705100 lei/T minereu
b)valoarea concentratului colectiv de Pb+Zn dintr-o tonă de minereu prelucrat:
Cu=0,005 T x 18,56% x 27968910 lei/T = 25955 lei/T minereu
Pb=0,073 T x 74,28% x x4076011 lei/T + (47,99-42) x 6570 lei =
=22103 lei/T + 39354 lei =61457 lei/T minereu
Zn=0,0167 T x 78,17% x 10597887 lei/T + (47,99-42) x 6750=
=138349 lei/T +39354 lei = 177703 lei/T minereu
Total valoare concentrat colectiv =265115 lei/T minereu
c)total valoare producție marfă în varianta clasică raportat la o tonă de minereu prelucrat
Vpm=(a+b) = 5705100 + 61457 + 177703 = 5944260 lei/T minereu
d)total valoare producție marfă anuală, la o producție realizată de 204400 T minereu prelucrat
VpM/an=204.400 T/an x 5.944.260 lei/T = 121.500.674.400 lei/an
5.1.2.Valoarea producției marfă în varianta propusă de tratare
electrochimică a tulburelii de flotație.
Se consideră că la prelucrarea unei tone de minereu complex Burloaia, prin tratarea tulburelii electrochimice (catodic la flotarea selectivă a cuprului, anodic la flotarea colectivă Pb+Zn), conform rezultatelor, finale de laborator dintr-un minereu cu un conținut calculat de 0,51%Cu; 0,70%Pb; 1,67%Zn se obține:
-un concentrat de cupru cu un conținut de 28,35%Cu și o extracție în metal de 78,53%Cu:
-un concentrat colectiv de Pb+Zn, cu un conținut de 1,56%Cu, 13,54%Pb, 33,09%Zn( ΣPb+Zn =46,63%) cu extracții în metal de 11,56%Cu, 81,34%Pb, 83,24%Zn.
Alte produse cu sunt valorificate în prezent.
Urmare a acestor precizări rezultă:
a)Valoarea concentratului de cupru dintr-o tonă de minereu prelucrat:
Cu=0,0051Tx78,53%x27968910 lei/T x (28,35-16,5)x2%x27968910 lei/T=
=112016 lei/T + 6628632 lei/T=6740648 lei/T minereu
b)Valoarea concentratului colectiv Pb+Zn dintr-o tonă de minereu prelucrat:
Cu=0,0051Tx11,56%x27968910 lei/T=16489 lei/T minereu
Pb=0,0079×81,34%x4076110 lei/T+(45,99-42)x6570 lei=
=23209 lei/T + 26214 lei/T = 49423lei/T minereu
Zn=0,0167Tx83,24%x10597887 lei/T+(45,99-42)x6570 lei=
=147322 lei/T + 26214 lei/T=173536 lei/T minereu
Total valoare concentrat colectiv =239448 lei/T minereu
c)Total valoare producție marfă în varianta propusă
Vpm=(a+b)=6740648 lei/T + 239448 lei/T = 6980096 lei/T minereu
d)Valoarea producției marfă anuală la o aproducție realizată de 204400 T minereu prelucrat:
VpM/an = 204400 T/an x 6.980.096 lei/T =142.673.162.200 lei/an
5.1.3.Valoarea producției marfă suplimentară obținută prin aplicarea procesului de tratare electrochimică, comparativ cu producția realizată prin tehnologia clasică.
VPMS/T=6980096 lei/T – 5944260 lei/T = 1035836 lei/T minereu
5.2.Costurile materiale comparative în cele două
variante existentă și propusă.
Pentru stabilirea eficienței economice se impune evaluarea costurilor materiale comparative în cele două variante, stabilite pe baza consumurilor specifice realizate la încercîrile de laborator, în aceleași condiții, conform tabelului nr.14
Tabelul Nr.14
Costurile comparative de prelucrare
Din calculul costurilor de producție stabilite la nivelul consumurilor specifice realizate la încercările de laborator rezultă o economie prin aplicarea variantei propuse de:
Ecm = Evcl – Epr = 19685 lei/T min – 9057,3 lei/T min = 10627,7 lei/T min
La o producție anuală de 204400 tone minereu prelucrat rezultă:
Ecm/an = 204400 T x 10627,7 = 2172301880 lei/an
Eficiența economică rezultată prin aplicarea procesului de tratare electrochimică a tulburelii de flotație, comparativ cu procedeul clasic, rezultă din însumarea sporului valoric de producție marfă și economiiile realizate prin reducerea prețului de cost la materiale astfel:
Eec = VPms/T + Ecn = 1035836 lei/T + 10627,7 lei/T = 1046463,7 lei/T
respectiv
Eec/an =VPms/an+Ecm/an=211724878 lei/an+2172301880 lei/an=2384026758 lei/an
Urmare a acestor indicatori rezultă net superioritatea procesului tehnologic propus comparativ cu procesul clasic practicat în prezent la prelucrarea minereului complex Burloaia.
5.3.Costurlie investiției privind aplicarea industrială a
tratării electrochimice a tulburelii de flotație.
Investiția privind aplicarea procedeului de tratare electrochimică a tulburelii de flotație constă în principal în completarea actualei instalații de flotare cu instalația electrică, de asigurare a curentului continuu, prin montarea unor redresoare modulare, pe cele două faze de tratare a tulburelii în câmp de curent continuu, instalație posibil de realizat cu investiții minime.
După cum s-a prezentat în calculul de dimensionare a instalației, în acest sens se poate utiliza redresorul folosit în procesele de electroliză sau galvanizare de tip R-CPTR-i/m de 40V, la care se racordează electrozi de lucru din OL-inoxidabil prin cabluri de cupru la secțiunile recomandate de calculul de dimensionare.
Din punct de vedere al amenajării instalației, trebuie avut în vedere înlocuirea actualelor agitatoare de condiționare cu reactivi de flotație cu agitatoare dimensioante, conform calcului, corespunzătoare timpului de tratare în câmp electric a tulburelii de minim 30 minute, pentru asigurarea condițiilor rezultate din încercările în faza de laborator.
5.3.1.Deviz estimativ privind investițiile și materialele
necesare aplicării procedeului propus.
Pentru realizarea instalației de tratare electrochimică a tulburelii de flotație se impune asigurarea următoarelor instalații:
1)redresor tip R-CPTR-i/m – furnozor Electrotehnica București,
-cost 1.200.000 lei/modul x 4 module = 4.800.000 lei
2)cablu curent multifilar din sârmă de cupru 2 x 55 fire, pentru sudură electrică tip 1 x 55 mm2 – dublat s-au cablu ecranat 2 x 0,75 mm2 cod M-2-VF – fabricație Electromureș Târgu-Mureș
-cost 877.000 lei/ml x 200 ml = 175.400.000 lei
3)electrozi de lucru din fier (catod)
-cost 204400T x 0,0195 kg/T x 2387,56 lei/kg = 1.516.337 lei
4)conductă Ø100 mm – tub anod – recircuitare
-cost 204400T x 0,0195 kg/T x 4076 lei/kg = 16.246.121 lei
5)suporți rame lemn pentru electrozi (catod)
-cost 1mc lemn x 1.200.000 lei/mc = 1.200.000 lei
6)papuci FASTON pentru racord cablu – electrozi de lucru
-cost 6,3mm x 10 buc x 150.000 lei/buc =9.450.000 lei
7)papuci PSI racord cabluri în dulapiri reostat:
-cost 16 x 2,2 mm x 30 buc x 120.000 lei/buc = 126.720.000 lei
TOTAL costuri materiale investiții =319.086.337 lei
8)utilaje necesare 2 agitatoare Ø 2,0m; H – 2,85m, Vgeom=8,95 m3, fabricație “UNIO Satu Mare”
-cost 2 x 267.000.000. lei/buc = 853.086.337 lei
TOTAL investiții utilaj + materiale = 1.172.172.674 lei
5.3.2. Costuri, investiții construcții +montaj
În conformitate cu normele practicate în prezent de firmele constructoare, pentru lucrări de construcții, montaj sunt estimate la o valoare de circa 90% din valoarea investiției materiale:
-manoperă 50% x 1.172.172.674 lei = 586.086.337 lei
-amenajare șantier+transport 20% x 1.172.172.674 lei = 234.434.535 lei
-regie întreprindere 10% x 1.172.172.674 lei = 117.217.267 lei
-beneficiu 10% x 1.172.172.674 lei = 117.217.267 lei
TOTAL investiții + montaj = 1.054.955.406 lei
Total costuri investiții Ci = n+C * n =2.227.128.080 lei
5.3.3. Eficiența economică pe total lucrări implementare în
producție a variantei propuse; timp de amortizare a investiției
Ef = (Spvm+Ec) – Ci = 2.384.026.758 – 2.227.128.080 = 156.898.678 lei/an
Perioada de amortizare a investiției:
Din analiza economică rezultă avantajul aplicării procesului de tratare electrochimică din punct de vedere tehnologic și economic.
Perioada de amortizare a investiției considerându-se normală.
CAP.VI.CONCLUZII FINALE
Prezenta lucrare, elaborată pentru susținerea examenului de diplomă, intitulată „ Aplicarea condiționării electrochimice la prepararea minereului complex Burloaia. Proiectarea instalației la captarea de 1200 T/zi.”, are drept scop îmbunătățirea indicatorilor tehnico – economici de valorificare a acestui minereu prin aplicarea unui procedeu nou, ce vizează tratarea electrochimică a tulburelii de flotație.
De la început țin să fac precizarea că tratarea electrochimică a tulburelii de flotație, se deosebește de procesul electroflotației fiind o etapă premergătoare procesului de flotație propriu-zisă.
Din punct de vedere al tratării electrochimice a fazelor participante la procesul flotației se cunosc trei direcții de acțiune și anume:
-prelucrarea electrochimică a apei industriale – procedeu foarte dificil de aplicat industrial fiind necesară o instalație complexă de separare a anolitului de catolit produse rezultate din disocierea electrolitică a apei;
-prelucrarea tulburelii de flotație care face obiectul prezentei lucrări;
-prelucrarea soluțiilor de reactivi înaintea dozării lor fluxul tehnologic, care necesită multiple module de tratare a diferiților reactivi activați, depresați, colectori și spumanți utilizați în procesul de flotație.
Prelucrarea electrochimică a tulburelii de flotație, considerată cea mai accesibilă procedură și mai puțin costisitoare se bazează pe următoarele fenomene, prezentate în lucrare ca suport teoretic – fundamental al rezultatelor încercărilor efectuate:
-încărcarea particulelor minerale prezente în tulbureala de flotație cu sarcini electrice diferite, la contactul între ele și între electrozii de lucru prin polarizarea, respectiv inducerea unor sarcini electrice în stratul superficial, care au drept modificarea proprietăților flotaționale;
-schimbarea compoziției ionice și moleculare ale fazei lichide sub influența câmpului electric;
-modificarea în consecință a stării suprafețelor minerale și a stratului adsorbit de colector.
Conform literaturii de specialitate consultată, a rezultat că prelucrarea electrochimică a fazelor participante la flotație, diferă de procesul de electroflotație prin faptul că se desfășoară întotdeauna la un potențial mai mic decât potențialul reversibil și prin urmare nu este însoțită de descompunerea electrolitică a fazei apoase, care în electroflotație este generatoare de bule de gaze (hidrogen, oxigen) electrolitice, implicate atât în reacțiile de oxido-reducere cât și la schimbarea tensiunii superficiale a bulelor de flotație a mineralelor.
Procesul tratării electrochimice a tulburelii se bazează mai mult pe efectul de polarizare a suprafețelor minerale în prezența câmpului electric și pe modificarea potențialului redox al tulburelii îndeosebi în zona electrozilor de lucru.
În lucrare am prezentat succint mecanismul tratării electrochimice a tulburelii, fundamentat pe baza studiului documentar efectuat.
Pentru a răspunde temei prezentului proiect conform solicitărilor coordonatorului, am efectuat încercări de laborator, în cazul laboratorului uzinal U.P. Baia Borșa, amenajând o instalație de tratare în curent electric continuu prin utilizarea unui redresor de curent pentru încărcarea bateriilor auto – modificat, în vederea obținerii unor curenți de până la 7V prin intermediul unui variator de tensiune de uz didactic – școlar.
Încercările au fost efectuate pe proba de tulbureală prelevate din fluxul tehnologic de măcinare – linia Burloaia a U.P. Baia Borșa.
Industrial, minereul Borșa este prelevat conform schemei tehnologice (fig Nr.3), care cuprinde sfărâmarea – dresarea minereului, măcinare în mori cu bile în două trapte la o finețe de măcinare de 75% -0,074mm, finețea insuficientă rezultată din analiza mineralogică și chimică (tab.1). prelucrarea prin flotație a tulburelii, prin tehnologia selectiv – colectivă în industrial la nivelul anului 1999, conform raportului tehnologic al uzinei (tab nr.3) a condus la obținerea unui concentrat de cupru cu un conținut de 18,89%Cu și ΣPb+Zn de 4,73%Pb+Zn, la o extracție în metal de 56,72%Cu, respectiv a unui concentrat colectiv de Pb+Zn cu un conținut de 2,62%Cu; 12,58%Pb; 33,95%Zn (ΣPb+Zn=46,53%(, cu extracții în metal de 20,97%Cu, 68,35%Pb, 74,43%Zn.
Concentratul de pirită nu se valorifică ci este trimis la iazul de decantare împreună cu sterilul de flotație, conducînd la pierdeli de 22,31%Cu, 28,92%Pb, 22,78%Zn.
Pentru obținerea unor parametrii comparativi calitativ – cantitativi, necesari proiectării instalației industriale, am efectuat încercări de laborator în aceleași condiții, pentru tehnologia de flotație selectiv-colectivă (aplicată industrial) respectiv pentru tratarea electrochimică a tulburelii de flotație prealabil procesului de flotație.
Încercările de laborator pentru flotația clasică prin tehnologia selectiv colectivă au constat în creșterea fineței de măcinare la o finețe de măcinare de 80% -0,074mm prin remăcinarea probei prelevate în mori de laborator cu vălătuci, și flotația selectivă a concentratului de cupru, respectiv flotarea colectivă Pb+Zn, la consumurile de reactivi practicate industrial.
Rezultatele obținute (tab.nr.5)au fost:
-pentru concentratul de Cupru – 26,5%Cu, ΣPb+Zn=4,08 cu o extracție în metal de 71,61%Cu
-pentru concentratul colectiv Pb+Zn 2,41%Cu, 14,08%Pb, 33,91%Zn (ΣPb+Zn=47,99%) cu extracții în metal de 18,56%Cu, 74,28%Pb, și 78,17%Zn
-pierderile de metal în sterilul final (include și pirita), au fost de 9,83%Cu, 23,37%Pb, 19,56%Zn – mai reduse decât cele obținute industrial, probabil pe seama creșterii fineței de măcinare, încercările de tratare electrochimică a tulburelii au fost efectuate în două variante la valori diferite a curentului continuu:
*tratarea catodică a tulburelii înaintea flotării selective a concentratului de Cu și tratarea anodică a concentratului colectiv Pb+Zn (tab.nr.8) și respectiv:
*tratarea anodică a tulburelii înaintea flotării selective a concentratului de Cu și tratarea catodică a concentratului colectiv Pb+Zn (tab.nr.11)
Rezultatele mai favorabile sau obținut în prima variantă situație în care s-au efectuat un număr de cinci încercări cu recircuitarea produselor intermediare, pentru simularea unui circuit în flux continuu obținându-se următoarele rezultate (tab.nr.12)
-obținerea unui concentrat de cupru cu conținut de 28,35%Cu, 1,15%Pb, 2,93%Zn (ΣPb+Zn=4,08%( cu o extracție în metal de 78,53%Cu,
-un concentrat colectiv Pb+Zn, cu un conținut de 1,56%Cu, 13,25%Pb, 32,63%Zn (ΣPb+Zn=45,89%) cu extracții în metal de 11,56%Cu, 81,34%Pb și 83,24%Zn,
-pierderile în sterilul final (inclusiv pirita) fiind de 9,91%Cu, 16,1%Pb și 13,02%Zn, substanțial reduse față de situația industrială și încercările de laborator în condițiile tehnologiei clasice de flotație.
Parametrii optimi de lucru, din punct de vedere a curentului electric aplicat electrozilor de lucru, au fost tensiunea = 3V, intensitatea = 250A, densitatea de curent pe electrozi ic=0,1567A/cm2 la flotarea Cu, iA=0,2343A/cm2 – flotare colectivă Pb+Zn, conductivitatea tulburelii 45 Ω-1 la flotarea concentrat de Cu, 58,82 Ω-1 la flotarea colectivă Pb+Zn, conductibilitatea tulburelii 40 Ω-1*cm-1 la flotarea cuprului, 60 Ω-1*cm-1 la flotarea colectivă Pb+Zn.
Pe baza rezultatelor menționate, am proiectat instalația de tratare electrochimică a tulburelii, constând în principal în dimensionare a agitatoarelor de condiționare, fiind necesare două agitatoare cu un volum geometric de 8,95 m3, cu diametrul de 2m și înălțimea de 2,85m.
Dimensionarea instalației de asigurare a curentului electric în flux continuu constă în utilizarea unui redresor de curent industrial modular de tip R-CPTR-i/m modernizat, fabricație Electrotehnica București, racordat la surse de curent de 380V prin intermediul unui transformator de alimentare (fig.nr.5)
Electrozii de lucru necesari procesului de tratare catodică a tulburelii la flotația cuprului și anodică la flotarea colectivă Pb+Zn, confecționați din tablă de Fe (catodul) și din conductă Ø100mm anodul, care asigură și recircuitarea tulburelii având suprafața utilă de 4,65m2.
Racordul între redresorul de curent continuu și electrozii de lucru se va realiza conform calcului de dimensionare prin cabluri cu secțiunea de 110mm2, din cabluri multifilare de cupru 2×55 fire (utilizate și la sudură) fabricație Electromureș Târgu-Mureș.
Pe baza rezultatelor tehnologice obținute comparativ la încercările de laborator și a dimensionării instalației de tratare a tulburelii de flotație au efectuat calculul de apreciere economică privind cele două variante, ținând cont de costurile materiale.
Din calculul comparativ, a valorii producției marfă în varianta propusă de tratare electrochimică a tulburelii varianta clasică de flotație a rezultat posibilitatea realizării unui spor de producție în varianta propusă de 211.724.878 lei/an, conform HG.240/29.05.1997, reactualizând cursul valutar de la 7024 lei/$ la 19160 lei/$, cursul zilei la data redactării lucrării, la capacitatea de prelucrare de 1200T/zi.
Din diferențierea costurilor materiale în cele două variante a rezultat (conform tabelului nr.14), o economie de 10627,7 lei/T minereu.
Eficacitatea economică a variantei propuse de tratare electrochimică comparativ cu varianta clasică de flotație selectiv-colectivă este de 1.046.463,7 lei/T minereu, respectiv de 2.384.026.758 lei/an.
Costurile investiției la cursul valutar menționat pentru realizarea instalației de tratare electrochimică, sunt estimate la valoarea de 2.227.128.080 lei.
Eficiența economică pe total lucrări implementare în producție a variantei propuse este de 156.898.678 lei/an.
Perioada de amortizare a investiției este de 14,19 ani.
În concluzie se poate spune că implementarea în producție a procedeului de tratare electrochimică a tulburelii de flotație (catodică la flotarea concentratului de cupru și anodică la flotarea colectivă Pb+Zn) este benefică atât din punct de vedere tehnologic cât și din punct de vedere economic.
BIBLIOGRAFIE
1.P.Ilie -Flotația vol. I. – Ed. Tehnică –București 1989
2.I.Străuț -Electroflotația – Ed. Universitatea de Nord Baia
Mare – 1998
3.L.Dobrescu -Preparabilitatea substanțelor minerale utile
Ed. Academică R.S.R. –București – 1978
4.Gh.Dumitru, M. Ilieș -Chimie – Ed. Didactică și Pedagogică București
R. Ioniță, A. Stoian, ș.a. 1981
5.I.Străuț -Intensificarea procesului de flotație a mineralelor
de metale neferoase prin tratarea în câmp electric
a tulburelii și soluțiilor de reactivi de flotație.
-teză doctorat U.N.B.M. -1995
6.A.A.Mamokov -Sovremennoc sostoianic i perspectivi primunenia
elektroliticoskai flotații veștestb.
Izdatelstvo știința Chișinău – 1975
7.N.Birega -Realizări practice și teoretice în flotația
electrolitică.
– Universitatea Petroșani – 1981 (litografie)
8.P.Hadjiev, R.E. Mirhova -Electrochemicescaia flotația sulfidnih mineralov
– A II-a Conferință Balcanică de preparare a
substanțelor minerale utile Baia Mare – 1977
xxx -Documentația tehnică a Uzinei de Preparare Baia
Borșa – 1998
xxx -„Prețurile cu ridicata” – adresa
nr.41798/31.10.1997 – oficiul concurenței
-H.G. nr.240/1997 – Prețul metalelor neferoase
conținute în produsele miniere.
CUPRINS
pag.
Introducere _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 1
Cap.I. Date generale asupra structurii minereului Burloaia_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 3
1.1.Corelații între structura mineralelor și unele proprietăți ale
elementelor chimice prezente în substanțele minerale utile._ _ _ _ _ _ 3
1.2.Structura mineralogică a minereului polimetalic Burloaia_ _ _ _ _ _ _ 9
1.3.Date generale privind caracteristicile electrochimice ale
minereului Burloaia_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 14
Cap.II.Date generale privind prelucrarea industrială a minereului complex
Burloaia_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 19
2.1.Schema fluxului tehnologic de prelucrare industrială a
minereului complex Burloaia_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 19
2.2.Indicatorii tehnologici realizați la prelucrarea industrială a
minereului Burloaia_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 22
2.3.Consumurile de materiale realizate la prelucrarea industrială a
minereului Burloaia_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 23
Cap.III. Încercări de laborator comparative – flotația selectiv-colectivă,
aplicată industrial, comparativ cu tratarea electrochimică a tulburelii
de flotație_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 25
3.1.Încercări de măcinare – flotație prin tehnologia clasică de
flotație selectiv-colectivă_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 26
3.1.1.Încercări de laborator pentru flotația selectiv-colectivă_ _ _ 28
3.2.Încecări de tratare electrochimică a tulburelii de flotație_ _ _ _ _ _ _ 31
3.2.1.Date generale asupra influenței curentului electric asupra
sistemelor de flotație_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 31
3.2.2.Mecanismul tratării electrochimice a tulburelii_ _ _ _ _ _ _ 33
3.2.3.Încercări de tratare electrochimică a tulburelii de flotație_ _ 37
A. Tratarea catodică a tulburelii la flotația selectivă a
concentratului de cupru_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 38
A.1.Tratarea anodică a tulburelii la flotația colectivă Pb+Zn_ 39
B. Tratarea anodică a tulburelii la flotația selectivă a
concentratului de cupru_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 41
B.1.Tratarea catodică a tulburelii la flotația colectivă Pb+Zn_41
3.3.Încercări finale de tratare electrochimică a tulburelii de flotație pe faze
tehnologice (catodică-la flotarea concentratului de cupru, anodică la
flotarea colectivă Pb+Zn) _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 44
3.4.Stabilirea parametrilor electrolitici rezultați la prelucrarea
electrochimică de flotație _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 47
3.5.Concluzii asupra încercărilor de laborator_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 51
Cap.IV. Proiectarea instalației de tratare electrochimică a tulburelii de flotație a
minereului Burloaia_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 53
4.1.Parametrii fizici ai tulburelii de flotație în condițiile tratării
electrochimice, utilizați în calculul de proiectare_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 53
4.2.Parametrii curentului electric necesari procesului de tratare
electrochimică a tulburelii de flotație_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 54
4.3.Dimensionarea agitatoarelor pentru tratarea electrochimică a tulburelii
de flotație_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 55
4.4.Dimensionarea electrozilor de lucru pentru tratarea electrochimică a
tulburelii de flotație_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 56
4.5.Determinarea parametrilor energetici ai agitatorului de tratare
electrochimică_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 57
4.6.Dimensionarea cablurilor de transport curent continuu de la redresor
la agitatoarele de tratare electrochimică_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 58
4.7.Alegerea Instalației de alimentare – curent continuu_ _ _ _ _ _ _ _ 59
4.7.1.Caracteristici de racord energetic_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 61
4.7.2.Reguli de depozitare și amplasare a instalației de curent
continuu_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 62
4.8.Schema fluxului tehnologic de tratare electrochimică a tulburelii de
flotație – propusă _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 63
Cap.V. Aprecieri tehnico-economice_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 64
5.1.Valoarea comparativă a producției mostră_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 64
5.1.1.Valoarea producției mostră în varianta de flotație clasică_ 65
5.1.2.Valoarea producției mostră în varianta propusă de tratare
electrochimică a tulburelii_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 66
5.2.Costurile materiale comparative în cele două variante (existentă și
propusă)_ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 67
5.3.Costurile investiției privind aplicarea industrială a tratării
electrochimice a tulburelii de flotație _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 68
5.3.1.Deviz estimativ privind investițiile și materialele necesare
aplicării procedeului propus _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 69
5.3.2.Costuri de investiții și montaj _ _ __ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 70
5.3.3.Eficiența economică pe total lucrări de implementare în
producție a variantei propuse; timp de amortizare a
investiției _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 70
Cap.VI. Concluzii Finale _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 71
Bibliografie _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ 76
Copyright Notice
© Licențiada.org respectă drepturile de proprietate intelectuală și așteaptă ca toți utilizatorii să facă același lucru. Dacă consideri că un conținut de pe site încalcă drepturile tale de autor, te rugăm să trimiți o notificare DMCA.
Acest articol: Aplicarea Conditionarii Eletrochimice la Prepararea Minereului Complex Burloaia Proectarea Instalatiei la Captare (ID: 161728)
Dacă considerați că acest conținut vă încalcă drepturile de autor, vă rugăm să depuneți o cerere pe pagina noastră Copyright Takedown.