95792

Проект отделения дообогащения молибденового концентрата в условиях ООО «Сорский ферромолибденовый завод»

Дипломная

Химия и фармакология

Технология дообогащение молибденовых концентратов. Оборудование, используемое для дообогащения молибденовых концентратов. Стадия выщелачивание. Стадия фильтрования и промывка. Расчет реактора с механическим перемешивающим устройством. Расчет инвестиций на проектирование нового отделения...

Русский

2015-09-29

1.77 MB

5 чел.

85

PAGE   \* MERGEFORMAT 2

Аннотация

Комрони М. Проект отделения дообогащения молибденового концентрата в условиях ООО «Сорский ферромолибденовый завод»: Дипломный проект по специальности «Металлургия цветных металлов» (150102). - Новокузнецк, 2015. - страниц 78, таблиц 8, формул 24, рисунков 10, использованных источников 26.

Разработан проект отделения дообогащения молибденового концентрата. В качестве основного мероприятия предлагается установка четырех аппаратов с механическим перемешивающим устройством объемом 6,3 м3 и двух рамных фильтр - прессов с площадью поверхности фильтрования 50м3.

В результате введения нового отделения ожидается увеличение качества получаемого молибденового концентрата, а также увеличение выпуска ферромолибдена.

Исполнитель                                                                               Комрони М.


Abstract

        Komroni M. Diploma project in the branch «Metallurgy ot non-ferrous metals»: «Separation project of the molybdenum concentrate dressing under Ltd. SorskFeMoPlant – Novokuznetsk, 2015 –contains 78-pages, 8-tables, 24-formulas, 10-figures and the list of 26- references.

         Separation project of the molybdenum concentrate dressing is scheduled. The setting of four apparatus eswiihamechanical stirrer ol 6.3m3 capacity and wolfram filter-press with filter surface area of 50 m3 is off eredasthemainaction.

          The commissioningof a new method ofseparationis expected to in crease the quality of produced molybdenum concentrate, as well as increase ferromolybdenum production capacity

Performer                                                                                         Komroni M.


Содержание

Введение…………………………………………………………………… ……6

  1.  Общая часть

1.1Молибденовые руды их характеристика……………………………………7

1.1.1 Молибденит…………………………………………………………7

1.1.2 Повелит………………………………………………………………10

1.1.3 Феромолибдит и вульфинит………………………………………..11

1.1.4 Типы месторождение……………………………………………….11

1.2  Основные методы обогащение

         1.2.1 Флотация медно-молибденовых руд………………………………13

         1.2.2 Разделение медно-молибденовых концентратов…………………16

1.3 Извлечение молибдена при переработке окисленных и смешанных руд

         1.3.1 Флотация повелитовых руд ………………………………………..24

         1.3.2 Флотация ферримолибдитовых руд……………………………….26

         1.3.3 Комплексность и использование сырье……………………………28

1.4 Характеристика переработка концентратов…………………………….…30

2. Специальная часть

          2.1 Технология дообогащение  молибденовых концентратов…………38

          2.1.1 Выщелачивание фильтрация и промывка Мо концентратов ……41

          2.2 Оборудование, используемое для дообогащения молибденовых концентратов……………………………………………………………………..41

         2.2.1 Стадия выщелачивание……………………………………………..41

         2.2.2 Стадия фильтрования и промывка…………………………………48

3 Расчетная часть

3.1Расчет реактора с механическим перемешивающим устройством……….56

4Экономическая часть

        4.1  Расчет инвестиций на проектирование нового отделения..………..61

        4.1.1 Расчет инвестиций в основные фонды……………………..………61

        4.1.2 Расчет инвестиций в оборотные средства………………………….61

        4.2 Технико-экономические  показатели проекта отделение молибденового концентрата……………………………………………….........66

        4.2.1Расчет показателей эффективности инвестиций…………………...67

        5. Безопасность и экологического проекта

        5.1 Безопасность……………………………………………………..…….68

       5.1.1 Анализ условий труда в цехе………………………………………..68

       5.1.2 Мероприятия по улучшению условий труда……………………….70

Заключение ………………………………………………………………….......72

Список используемых литературы……………………………………………..73


Введение

         Молибден относится к группе редких металлов. Благодаря тугоплавкости и низкому коэффициенту теплового расширения его применяют в электротехнике, радиоэлектронике, технике высоких температур. В ассортимент товаров мирового рынка молибдена входят молибденовые концентраты, ферромолибден, оксиды  молибдена и металлический молибден. Многообразие сфер применения молибденсодержащих материалов определяет интенсивный спрос на молибден.

         Сегодня в России добыча и переработка молибденсодержащих руд ведется по сути всего на двух предприятиях: Сорском ГОКе в республике Хакасия и Жирекенском ГОКе в Читинской области.

        Производство молибдена осуществляется преимущественно из собственно молибденовых, медно-молибденовых и молибдена вольфрамовых руд. Промышленное содержание молибдена в перерабатываемых рудах 0,1-0,5 % Мо. В то же время в процессе обогащения необходимо получать концентраты с высоким содержанием молибдена (45-50 % и более).

         Основное требование к обожженным концентратам, которые используются в производстве ферромолибдена - минимальное содержание серы. Этого можно добиться, повышая температуру окислительного обжига. Однако легкоплавкие  соединения (CaO, MgO, К20, Na20), содержащиеся в концентрате, не позволяют это сделать. Для снижения содержания этих соединений предполагается ввести т дополнительную операцию дообогащения молибденового концентрата. Эта операция предполагает обработку молибденовых концентратов слабыми растворами ; соляной кислоты с последующим фильтрованием и промывкой концентрата.

            При вводе в эксплуатацию отделения дообогащения молибденового концентрата увеличивается производительность ферромолибденового завода в целом. Его запуск позволит увеличить содержание молибдена в молибденовом концентрате на 2 - 3 % и повысить извлечение молибдена в ферромолибден. Поэтому гидрометаллургическая схема дообогащения молибденового концентрата является перспективным направлением подготовки концентрата к переработке.

  1.  Общая часть

  1.  Молибденовые руды их характеристика

Молибден относится к группе редких металлов, мало распространен в земной коре. Его кларк, по А.П. Виноградову, равен 1,7-10-4%  (1,7 г/т).

В первичных рудных месторождениях молибден представлен четырехвалентным сульфидным соединением - минералом молибденитом MoS2, а в зоне окисления - кислородными шестивалентными соединениями, например, минералом повеллитом СаМо04.

В рудах известно около 20 молибденовых минералов, но промышленное значение имеют лишь четыре (таблица 1): молибденит, повеллит, ферримолибдит (молибдит), вульфенит. Мировая добыча молибдена примерно на 98% осуществляется за счет молибденита.  В таблице 1 дана характеристика основных минералов молибдена.

Таблица 1- Характеристика основных минералов молибдена

Минерал

Формула

Массовая доля молибдена

Плотность г/см3

Твердость

Молибденит

Повелит

Феромолибдит

(молибдит)

Вульфенит

MoS2

CaMoO4

3MoO3 Fe2O3  7H2O

PbMoO4

59,94

48,2

39,7

26

4,7

4,5

4,5

6,8

1,3

3,5

1,5

3

           1.1.1Молибденит

           Молибденит – самый распространенный молибденовый минерал. Он  характеризуется сложной кристаллической решеткой, его кристаллы имеют  слоистую структуру, в которой каждый атом молибдена окружен шестью атомами серы по вершинам тригональной призмы с расстоянием между ними 2,35-10 - 10 м, т.е. каждый слой из атомов молибдена расположен параллельно между двумя слоями атомов серы. В слое действуют сильные атомные связи, а между слоями - слабые молекулярные силы. Поэтому молибденит обладает совершенным расщеплением и относится к минералам с аполярной поверхностью кристаллов.

При измельчении молибденит расщепляется в виде чешуек или листовидных частиц, поэтому он обладает высокой природной гидрофобностью. Частицы молибденита трудно смачиваются водой, но легко взaимoдeйcтвyет с углеводородными маслами. Типичными собирателями для молибденита являются аполярные углеводородные реагенты - керосин, трансформаторное масло, машинные масла и др. При этом установлено, что фракции, обладающие более высокой температурой кипения, имеют больший угол смачивания на поверхности молибденита.

         Для эффективной флотации молибденита достаточно небольших загрузок аполярного собирателя. При этом флотационная активность аполярного собирателя обычно тем выше, чем больше содержание в нем непредельных соединений и ароматических углеводородов,

чем лучше он эмульгирован и чем выше исходная гидрофобность флотируемых частиц. Исходная гидрофобность, определяемая соотношением гидрофобных и гидрофильных участков на поверхности молибденита, зависит, в свою очередь, от крупности его кристаллизации,  совершенства кристаллических форм, степени измельчения и окисления, характера включений пустой породы.

Вследствие высокой природной гидрофобности молибденита, резко отличающейся от гидрофобности сопутствующих минералов, при флотации его с аполярными собирателями в слабощелочной среде (pH 8,0 - 8,5) достигается высокое извлечение молибдена (95 %), несмотря на низк  содержание в исходной руде. 

Предварительная обработка молибденита аполярным реагентом уменьшает адсорбцию анионных собирателей, которые десорбируются с поверхности молибденита ионами ОН', HS' и S ' при высокой их концентрации.

Подавителями молибденита являются крахмал, декстрин и другие органические коллоиды. Его флотационная способность полностью подавляется после высокотемпературного окислительного обжига.

Подавление флотации молибденита сопровождается сорбцией органических депрессоров без вытеснения собирателя с поверхности. Гидрофилизация поверхности обусловлена тем, что размеры гидрофильных молекул депрессора значительно превышают размеры углеводородных радикалов собирателя и экранируют их при закреплении на поверхности аналогично тому, как это предполагается для жидкого стекла.

Избыточный расход декстрина и особенно крахмала приводит к депрессии флотации и других сульфидов.

Сорбция крахмала и декстрина на поверхности минералов обусловлена водородными связями. Поскольку в закреплении участвует большое число полярных групп каждой молекулы депрессора, то достигается прочная связь депрессора с минералом, хотя энергия единичной водородной связи и не велика. Например, сорбция декстрина на молибдените протекает по механизму физической адсорбции. Достаточная прочность закрепления его на поверхности при этом является следствием значительной величины свободной энергии адсорбции, составляющей 5,4 ккал на 1 моль мономера декстрина.

Декстрин служит эффективном депрессором молибденита, если его поверхность еще не покрыта аполярным собирателем. В противоположным случае (например, при подаче дексрина после загрузки собирателя ) декстрин не обеспечивает депрессии флотации молибденита, что объясняют влиянием изменения состояния двойного электрического слоя, соотношения действующих на поверхности сил Ван-дер-Ваальса, степени гидратации, а также возможностью частичного растворения декстрина в масляной фазе и замещением адсорбированного декстрина маслом. По этой причине коллективный медномолибденовый концентрат перед его разделением, основанным на депрессии молибденита декстрином или крахмалом, подвергается низкотемпературному обжигу для удаления собирателя с его поверхности. Флотируемость молибденита довольно резко ухудшается тонкими шламистыми частицами слоистых алюмосиликатов (сланцев, талька, бентонитовых глин и др.), обладающих гидрофобностью по плоскостям спайности, и гидрофобизированными шламами сульфидных минералов (например, халькопирита).

Депрессорами молибденита являются также красители с несколькими группами -N=0, -N=NH, -ОН, -NH 2, -NHR и некоторые другие реагенты. Однако гораздо чаще при селективной флотации используются реагентные режимы, основанные на флотации молибденита и депрессии других сульфидных минералов. Эффективная депрессия сульфидных минералов меди, особенно вторичных, может быть достигнута в присутствии феррицианида калия (красной кровяной соли).

  1.  Повеллит

Повеллит - продукт окисления молибденита, встречается в зоне окисления вместе с молибденитом, часто в виде поверхностной пленки (налета) на нем. В вольфрамо-молибденовых месторождениях повеллиту сопутствуют шеелит и молибдошеелит. Повелит флотируется жирными кислотами и их солями в щелочной среде. В качестве регуляторов флотации применяют соду и жидкое стекло. При достаточно высоком содержании повеллита его извлекают из хвостов сульфидной флотации. Наличие кальциевых минералов в руде (флюорит , апатит и кальцит ), которое также хорошо  флотируется жирными кислотами, затрудняет получение богатых повеллитовых концентратов. Из вольфрамо-молибденовых руд повеллит извлекается совместно с шеелитом в виде коллективного концентрата, который подвергается гидрометаллургическому разделению.

  1.   Ферримолибдит и вульфенит

Ферримолибдит встречается в верхних горизонтах зоны окисления молибденовых месторождений. Он является продуктом окисления молибденита в присутствии железосодержащих оксидов и гидрооксидов («железная' шляпа» месторождений). Ферримолибдит отлагается в трещинах и зонах выщелачивания. Вследствие содержания в кристаллической решетке ферримолибдита оксидов железа и его тесной связи с лимонитом и железистыми охрами флотационным методом этот минерал извлекается значительно труднее, чем повеллит. При флотации ферримолибдита жирными кислотами в содовой среде получают концентраты, содержащие менее 1% Мо, которые перерабатываются гидрометаллургическими методами.

Вульфенит хорошо извлекается гравитационными методами, так как имеет большую плотность - 6,8 г/см3 . В промышленных рудах встречается в зонах окисления свинцово-цинковых и молибденовых месторождений. В последнее время утратил свое промышленное значение [2].

  1.  Типы месторождений

         Мировое производство молибдена осуществляется преимущественно из собственно молибденовых, медно-молибденовых и молибдено-вольфрамовых руд. Генетически месторождения молибдена разделяются на гидротермальные, скарновые и пегматитовые. По существующей классификации промышленное значение имеют следующие месторождения: жильные, скарновые, а также штокверковые.

      К жильным месторождениям относятся кварц-молибденитовая, кварцвольфрамит-молибденитовая и кварц-молибденит –серицитовая формации. Месторождения последней формации существуют в России, Норвегии, Канаде, США. Кроме молибденита и кварца, в этих рудах содержатся вольфрамит (гюбнерит, ферберит), пирит, халькопирит и др.

Скарновые месторождения в основном комплексные, они могут содержать молибден, вольфрам, олово, медь, цинк, висмут и др. В СНГ к ним относятся Тырныаузское, Чорух-Дайронское, Майхуринское и др. Вольфрам в этих рудах присутствует в виде шеелита.

Штокверковые месторождения делятся на собственно молибденовые, медномолибденовые и вольфрамо-молибденовые. В СНГ это месторождения медномолибденовых руд, при обогащении которых обычно получают медные и молибденовые концентраты. Эти руды содержат сульфиды (пирит, молибденит, халькопирит, борнит и др.) и пронизаны тонкими прожилками кварца.

К медно-молибденовым месторождениям СНГ относятся Коунрадское, Алмалыкское, Бощекульское, Каджаранское, Агаракское, Сорское и др. Из зарубежных месторождений можно отметить Медет (Болгария), Бингем (США), Чукикамата (Чили), Бренда, Лорнекс (Канада) и другие. В порфировых медномолибденовых рудах молибден ассоциирует с халькопиритом и пиритом.

К собственно молибденовым месторождениям относятся Богадинское, Мачкатица, а также крупнейшее в мире месторождение Клаймакс, в котором сосредоточено более половины запасов молибдена капиталистических стран. Молибденовые и медно-молибденовые руды делятся по содержанию в них окисленных форм молибдена на сульфидные (менее 10-12%), смешанные (10-20 %) и окисленные (более 20%)

         В СНГ добыча молибденовых концентратов осуществляется из штокверковых (60%), скарновых (20%) и жильных (20%) месторождений, хотя основные запасы сосредоточены в скарновых месторождениях. Промышленное содержание молибдена в прерабатываемых рудах колеблется в широких пределах. В чисто молибденовых рудах обычно  содержится 0,1-0,5 % Мо и более а в медно-молибденовых, вольфрамо-молибденовых и других, включающих два и более ценных компонентов, -0,01% и менее. В то же время в процессе обогащения необходимо получать концентраты с высоким содержанием молибдена (45-50 % и более).

  1.  Основные методы обогащения молибденовых руд

  1.  Флотация медно-молибденовых руд

Молибденовые и медно-молибденовые руды обогащаются исключительно флотацией. При наличии в этих рудах других ценных минералов (вольфрамита, касситерита, монацита и др.) применяются гравитация, магнитная сепарация (например, на фабрике «Клаймакс», США). Первичная флотация сульфидов молибдена и меди из руд не представляет затруднений, но доводка черновых концентратов и разделение коллективных медно-молибденовых продуктов для получения раздельных кондиционных концентратов требуют хорошего знания всех технологических приемов обработки и разделения их обогатительными, химическими и металлургическими методами. При наличии в руде или в коллективных концентратах окисленных форм молибдена и меди процесс разделения еще больше усложняется.

       Сульфидные молибденовые руды относятся к наиболее легкообогатимым. Руды содержат незначительное количество сульфидов тяжелых металлов, молибденит в них тесно ассоциирует с кварцем и вкраплен очень неравномерно, что требует использования много стадиальных схем измельчения и флотации: I стадия основной флотации осуществляется после грубого измельчения (примерно до - ОД- ОД мм), а последняя перечистная, или контрольная, флотация - после измельчения до - 0,044 мм. Концентрат основной флотации часто перечищается 3-6 раз.

      В качестве собирателей молибденита обычно применяются аполярные реагенты - керосин, трансформаторное масло, (100 - 200 г/т) и другие углеводородные масла, а также ксантогенаты, в качестве пенообразователей - сосновое масло, ксиленол и др.

      Молибденит флотируется в щелочной среде (pH 7,5 - 8,0), создаваемой содой (1-2 кг/т). При повышенном содержании сульфидов меди и железа их подавляют  сульфидном натрия подаваемым в цикл доизмельчения концентрата, и цианидами, подаваемыми в перечистные операции и операции доводки. При повышенном содержании шламов применяют жидкое стекло (0,5 - 2,0 кг/т).

      Расход подавителей определяется содержанием и характером сульфидов и обычно колеблется от 3 до 30 кг/т концентрата сульфида натрия и от 0,3 до 3 кг/т цианидов. На рисунке 1 дана схема обогащения сульфидной молибденовой руды.

Фабрика «Гендерсон» компании «Клаймакс молибденум Ко» (шт. Колорадо, США) введена в эксплуатацию в 1976 г. и имеет производительность 30 тыс. т/сут. Руда, перерабатываемая на фабрике, содержит 0,295 % Мо. При обогащении получается молибденовый концентрат, содержащий 91 % молибденита (54,5 % Мо).

Исходная руда после одно стадиального дробления в конусной дробилке (1 370 мм) до 300 мм поступает на измельчение в три мельницы самоизмельчения типа «Каскад» (8,85x4,27 м), работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами.

После измельчения до 65 % класса -0,147 мм (40 % класса -0,074 мм) руда поступает на молибденовую флотацию, в цикле которой после основной и контрольной флотации выделяются отвальные хвосты. Черновой молибденовый концентрат поступает на доводку, включающую три операции доизмельчения и четыре перечистные операции. Особенностью схемы является включение контрольных операций во всех  перечистных циклах флотации с возвратом полученных продуктов. Флотация молибденита осуществляется аполярными реагентами, а пустая порода подавляется жидким стеклом.

1.2.2 Разделение медно-молибденовых концентратов

Медно-молибденовые руды перерабатывают обычно по схеме коллективной флотации с последующим разделением коллективного концентрата на медный и молибденовый, иногда получают и пиритный концентрат. Наибольшее значение имеют порфировые медно-молибденовые руды, характеризующиеся как крупной вкрапленностью молибденита и пирита, так и наличием тонко вкрапленных минералов меди, молибдена и пирита.

К таким рудам целесообразно применять стадиальные схемы обогащения с выделением коллективного медно-молибденового концентрата и отвальных хвостов при грубом измельчении руды до 45 - 55 % класса -0,074 мм. Коллективный концентрат после классификации и доизмельчения песков классификатора до 90 - 95 % класс    а -0,074 мм подвергается перечистке.

В ряде случаев при флотации медно-молибденовых порфировых руд применяют схемы, предусматривающие контрольную флотацию хвостов основной   коллективной флотации с перечисткой концентрата, получаемого в контрольной флотации (с предварительным доизмельчением этого концентрата или без него). Такие схемы используются на фабриках Балхашская, «Пинто Вэлли» и др.

Разделение медно-молибденовых концентратов - основная проблема при обогащении медно-молибденовых руд. Оно может быть осуществлено подавлением медных минералов и флотацией молибденита или наоборот. Разделение коллективного концентрата осуществляется обычно после его сгущения с последующей репульпацией. Сгущение позволяет удалить часть реагентов, что создает определенную независимость и стабильность работы цикла доводки молибденового концентрата В настоящее время в промышленной практике нашли применение следующие методы разделения коллективных медно-молибденовых концентратов.

Пропарка в среде сернистого натрия. Сернистый натрий (3-5 кг/т коллективного концентрата) подают в перечистные операции, а хвосты перечистки поступают в начало основной молибденовой флотации, что обеспечивает поступление реагента по всему фронту флотации. В условиях «паровой» флотации молибденита сульфиды меди и пирит депрессируются. Температура процесса 80-90 °С создается «острым» паром непосредственно во флотационных машинах.

Замечено, что при нагреве пульпы до 80-90 °С резко усиливается десорбция собирателя сернистым натрием со всех сульфидов, кроме молибденита (и повеллита). Это объясняется более замедленным окислением (разложением) сернистого натрия, так как в условиях «паровой» флотации снижаются доступ кислорода в пульпу (пар содержит меньше кислорода, чем окружающий воздух) и окисление сернистых и гидросернистых ионов (до ионов S04 ' , не являющихся десорбентами собирателя).

При нагреве пульпы уменьшается растворимость газов в ее жидкой фазе. Поэтому они выделяются в виде микропузырькоц, которые закрепляются в первую очередь на молибдените как наиболее гидрофобном минерале, что улучшает флотируемость его наиболее мелких частиц. Для увеличения количества газов, выделяющихся из раствора, в пульпу вводят бикарбонат натрия NaHCO 3 (около 150 200 г/т), который при повышенной  температуре разлагается с выделением углекислого газа.

Применение «паровой» флотации позволило в 5-6 раз снизить расход сернистого натрия и значительно повысить технологические показатели селективной флотации. Этот метод нашел широкое применение при разделении коллективных медно-молибденовых концентратов на обогатительных фабриках. На Балхашской обогатительной фабрике при содержании в коллективном концентрате 18 % Си и 0,1 - 0,15 % Мо получают кондиционный молибденовый концентрат при извлечении молибдена около 60 % При разделении медно-молибденового концентрата расход реагентов составляет, г/т коллективного концентрата:150 кальцинированной соды (в основную и контрольную флотации); 312 керосина; 2 700 - 3 000 сернистого натрия (в основную, контрольную и I и III перечистные флотации); 250 жидкого стекла (в основную, I и III перечистные флотации). Флотация молибденита и подавление сульфидов меди и пирита после окислительной пропарки коллективного концентрата (в течение 40 - 60 минут) в известковой среде в плотной пульпе (55 - 65 % твердого). Для интенсификации пропарки в процесс иногда дополнительно подается воздух. Пропарка в известковой среде способствует разрушению и снятию с поверхности сульфидов меди и пирита пленки собирателя и окислению поверхности этих сульфидов.

       На Алмалыкской обогатительной фабрике пропарка проводилась «острым» паром в контактных чанах при температуре 70 - 80 °С и содержании свободной СаО 800 - 1000 г


. После пропарки пульпа поступала в отдельный чан для разбавления свежей водой до 20 - 27 % твердого. Содержание свободной СаО снижалось до 200

  •  300 г/м3.

Молибденит флотируется нейтральными маслами (керосин или веретенное масло и др.), которые подаются перед пропаркой в основную и в I и V перечистные операции. Сернистый натрий также подается (до 3-5 кг/т концентрата) в различные операции флотации. В таком же количестве в процесс флотации добавляется жидкое стекло. Для дополнительного подавления сульфидов меди и пирита иногда вводятся цианиды.

          Если содержание молибдена в коллективном концентрате составляет около 0,1 %, то после селективной флотации в готовом молибденовом концентрате оно было не ниже 40 %.

Флотация молибденита и подавление сульфидов меди и пирита после низкотемпературного окислительного обжига коллективного концентрта (при 260 - 330 °С). В процессе обжига окисляется поверхность сульфидов меди и железа, разрушается пленка собирателей на всех сульфидах (в том числе пленка аполярного реагента на поверхности молибденита) без окисления самой поверхности. После обжига проводится репульпация концентрата с последующей флотацией молибденита нейтральными маслами.

Подавление сульфидов меди и железа гидросульфидом натрия NaHS, сульфидом аммония (NHA)2S или гидросульфидом аммония NH^HS, применяемое самостоятельно или в сочетании Na2S с NaHS и NaHS с (NH4)2S без пропарки. Например, на фабрике «Бренда» (Канада) медно-молибденовый концентрат разделялся с помощью гидросульфида натрия

(около 10 кг/т коллективного концентрата), а на фабрике «Гибралтар» (Канада) - сульфида аммония (4 кг/т) и гидросульфида натрия (8 кг/т). Гидросульфид натрия применяется также на фабриках «Миши» и «Айленд» (Канада).

Флотация молибденита и подавление сульфидов меди и железа реагентом «Ноукс».

        Разделение коллективного концентрата осуществляется при pH 8,0 - 10,5 и расходе реагента «Ноукс» около 5-8 кг/т коллективного концентрата. Возможно совместное применение этого реагента с сернистым натрием. Разделение медномолибденового концентрата с применением реагента «Ноукс» осуществляется на фабриках «Пима», «Эль-Сальвадор», «Пинто-Вэлли» (США) и др. Подавление сульфидов меди и железа реагентом «Анимол». Расход реагента составляет около 6-8 кг/т коллективного концентрата. Применяется он на фабрике «Чукикамата» (Чили). Реагент «Анимол» в сочетании с цианидом натрия применяется при  селекции медно-молибденового концентрата на фабрике «Лорнекс» (Канада)

На Алмалыкской обогатительной фабрике пропарка проводилась «острым» паром в контактных чанах при температуре 70 - 80 °С и содержании свободной СаО 800 - 1000 г/м . После пропарки пульпа поступала в отдельный чан для разбавления свежей водой до 20 - 27 % твердого. Содержание свободной СаО снижалось до 200

  •  300 г/м3.

Молибденит флотируется нейтральными маслами (керосин или веретенное масло и др.), которые подаются перед пропаркой в основную и в I и V перечистные операции. Сернистый натрий также подается (до 3-5 кг/т концентрата) в различные операции флотации. В таком же количестве в процесс флотации добавляется жидкое стекло. Для дополнительного подавления сульфидов меди и пирита иногда вводятся цианиды.

          Если содержание молибдена в коллективном концентрате составляет около 0,1 %, то после селективной флотации в готовом молибденовом концентрате оно было не ниже 40 %.

Флотация молибденита и подавление сульфидов меди и пирита после низкотемпературного окислительного обжига коллективного концентрта (при 260 - 330 °С). В процессе обжига окисляется поверхность сульфидов меди и железа, разрушается пленка собирателей на всех сульфидах (в том числе пленка аполярного реагента на поверхности молибденита) без окисления самой поверхности. После обжига проводится репульпация концентрата с последующей флотацией молибденита нейтральными маслами.

Подавление сульфидов меди и железа гидросульфидом натрия NaHS, сульфидом аммония (NHA)2S или гидросульфидом аммония NHHS, применяемое самостоятельно или в сочетании Na2S с NaHS и NaHS с (NH4)2S без пропарки. Например, на фабрике «Бренда» (Канада) медно-молибденовый концентрат разделялся с помощью гидросульфида натрия (около 10 кг/т коллективного концентрата), а на фабрике «Гибралтар» (Канада) - сульфида аммония (4 кг/т) и гидросульфида натрия (8 кг/т). Гидросульфид натрия применяется также на фабриках «Миши» и «Айленд» (Канада).

Флотация молибденита и подавление сульфидов меди и железа реагентом «Ноукс». Разделение коллективного концентрата осуществляется при pH 8,0 - 10,5 и расходе реагента «Ноукс» около 5-8 кг/т коллективного концентрата. Возможно совместное применение этого реагента с сернистым натрием. Разделение медномолибденового концентрата с применением реагента «Ноукс» осуществляется на фабриках «Пима», «Эль-Сальвадор», «Пинто-Вэлли» (США) и др. Подавление сульфидов меди и железа реагентом «Анимол Расход реагента составляет около 6-8 кг/т коллективного концентрата. Применяется он на фабрике «Чукикамата» (Чили). Реагент «Анимол » в сочетании с цианидом натрия применяется при  селекции медно-молибденового концентрата на фабрике «Лорнекс» (Канада)

         Флотация молибденита и подавление сульфидов меди и железа ферро- цианидами (1,0 - 1,5 кг/т) или цианидом натрия (около 0,5 кг/т) в слабощелочной среде совместно с сульфатом цинка. Этот метод применяется на фабриках «Моренси» (США), «Гаспе» (Канада) и др.

Подавление сульфидов меди и железа с помощью окислителей - перекиси водорода (0,5 - 1,0 кг/т), гипохлорита натрия (около 2 кг/т) и др. Эти окислителей  применяются на фабрике «Сан-Мануэль» (США).

Подавление молибденита органическими коллоидами (крахмал, декстрин) и флотация сульфидов меди. Этот метод применяется на фабриках «Магна», «Артур» и «Сильвер-Белл» (США). Коллективный концентрат перед флотацией сульфидов меди сгущается для удаления в слив аполярных реагентов, избыток которых и наличие их на поверхности молибденита затрудняют его подавление крахмалом или декстрином. Далее коллективный концентрат репульпируется свежей водой до 20 % твердого; в пульпу добавляется 600 - 900 г/т крахмала или декстрина (в виде 10 %-го раствора) и флотируется медный концентрат в известковой среде (pH 11,5 - 12,0) для подавления пирита.

Перечищают медный концентрат также при добавлении извести и декстрина (или крахмала). Хвосты медной флотации обезвоживаются и подвергаются обжигу при 300 ° С для разрушения пленки декстрина, после чего флотируют молибденит с аполярными маслами и пенообразователем. Для очистки молибденового концентрата от сульфидов меди в перечистные операции подают цианиды (500 - 700 г/т концентрата).

         Для разделения очень сложных по вещественному составу медномолибденовых концентратов применяют сочетания 2 - 3 и более перечисленных выше методов

Для получения высококачественных молибденовых концентратов число перечистных операций колеблется от 5 до 14 в зависимости от типа руды. Перечистки сочетаются с другими технологическими операциями, такими, как доизмельчение, термическая обработка и т.д.

       Если флотация исходной руды проводится в плотной пульпе (при содержании твердого до 40 -4 5 %), то перечистная флотация - в разжиженной, плотность которой непрерывно уменьшается; в последних перечистках содержание твердого может достигать 3-5 %. При большем числе перечистных операций в процессе циркулирует значительное количество продуктов, с которыми теряется часть молибдена. В конечном молибденовом концентрате извлечение молибдена составляет от 45 до 86%.


        Если циркуляция продуктов затрудняет получение высококачественного молибденового концентрата, то применяются открытые схемы флотации с выводом части молибдена в виде низкокачественного промпродукта, который поступает на гидрометаллургическую переработку. Чаще всего промпродукт выводится после первых перечисток чернового молибденового концентрата или после перечистки концентрата контрольной флотации.

При невозможности получения кондиционного молибденового концентрата по содержанию молибдена и вредных примесей в цикл доводки включаются такие операции, как низкотемпературный обжиг и выщелачивание. Иногда (фабрики «Магна» и «Артур», США) после обжига сначала осуществляется флотация минералов породы, а затем молибденита. В этом случае молибденит переходит в триоксид молибдена и его содержание в концентрате повышается; содержащиеся в молибденовом концентрате медные минералы окисляются, а затем выщелачиваются серной кислотой или цианидом натрия На фабрике «Чукикамата» (Чили) проводится цианидное выщелачивание меди из молибденового концентрата при расходе цианида натрия 900 г/т. В последнее время находит применение хлорное и аммиачное выщелачивание молибденовых концентратов. При хлорном выщелачивании с подогревом, которое используется на фабрике «Бренда» (Канада), содержание меди и свинца в молибденовом концентрате снижается, соответственно, на 0,07 и 0,05 %


  1.   Извлечение молибдена при переработке окисленных и смешанных руд

1.3.1 Флотация повеллитовых руд

Основные окисленные минералы молибдена - повеллит и в меньшей степени ферримолибдит. При наличии повеллита в сульфидных молибденовых или медно-молибденовых рудах его можно флотировать вместе с молибденитом, получая сульфидно-окисленный молибденовый концентрат, или флотировать повеллит из хвостов сульфидной, молибденовой или медно-молибденовой флотации.

В первом случае собиратель повеллита - олеиновую кислоту или другие жирные кислоты - подают в пульпу вместе с керосином и другими собирателями молибденита. Во втором случае жирные кислоты подают в повеллитовую флотацию, проводимую в щелочной (содовой) среде. Для подавления пустой породы вводят жидкое стекло. Окисленный с поверхности молибденит - повеллитизированный молибденит извлекается вместе с повеллитом.

Содержащиеся иногда в руде или хвостах молибденитовой флотации другие кальциевые минералы (кальцит, флюорит, апатит), а также серицит и тальк флотируются вместе с повеллитом и тем усложняют перечистку и получение богатых повеллитовых концентратов.

Пенообразователем при флотации повеллита может быть олеиновая кислота (олеат натрия), обладающая собирательными и пенообразующими свойствами. Обычно во флотацию добавляют сосновое масло или ксиленол. Часто собиратель применяют в виде смеси (эмульсии) жирных кислот и аполярных реагентов при соотношении от 1:1 до 1:2, что позволяет дополнительно извлечь молибденит и получить более тонкую эмульсию олеиновой кислоты. Это обеспечивает более эффективное ее использование и повышение извлечения повеллита.

         При флотации сульфидно-окисленной молибденовой руды Восточно- Коунрадского месторождения флотацию окисленного молибдена проводят из хвостов сульфидной флотации. Руды Восточно-Коунрадского месторождения сложены кварцем, серицитом и полевым шпатом. Они содержат молибденит, повеллит, пирит, флюорит и др. Месторождение разрабатывается подземным способом, крупность максимального куска руды составляет 350 мм. На молибденовой фабрике руда дробится в две стадии до -25 мм, измельчается в две стадии в шаровых мельницах до 60 % класса -0,074 мм и поступает на основную сульфидную молибденовую флотацию. Концентрат после I перечистки и доизмельчения до 90 % класса -0,074 мм поступает на II перечистную флотацию.

Из хвостов II перечистной флотации извлекают пиритный концентрат, который присоединяют к хвостам основной сульфидной флотации. Молибденовый концентрат II перечистной флотации сгущают, подвергают пропарке и 3 раза перечищают. Полученный сульфидный концентрат содержит 50 - 52 % Мо при извлечении 92 - 94 % от содержания сульфидного молибдена в руде.

В основную сульфидную флотацию подается сода до pH около 8; 250 г/т керосина; 40 г/т вспенивателя Т-66. В I перечистную флотацию - 90 т/г жидкого стекла, во II перечистную - 1100 г/т сернистого натрия и 90 г/т жидкого стекла. Пропарка концентрата II перечистной флотации проводится при 80 °С в течение 30 - 40 мин с жидким стеклом. В III перечистную флотацию подают 300 г/т сернистого натрия; в IV и V перечистные - 300 и 220 г/т сернистого натрия соответственно.

Хвосты основной сульфидной флотации подвергаются контрольной молибденовой флотации, концентрат которой возвращается в основную флотацию, а хвосты, содержащие 0,01 - 0,02 % Мо, направляются на основную окисленную молибденовую флотацию. В последнюю подается 80 г/т олеиновой кислоты, 500 г/т жидкого стекла и 180 г/т керосина.


Концентрат окисленной флотации после I перечистки сгущается и пропаривается при 85°С в течение 30 - 40 минут с жидким стеклом (1 300 г/т; концентрация 3-5 %), фильтруется для удаления десорбированных реагентов, разбавляется свежей водой и подвергается дрем перечисткам с добавлением собирателя.

          Пропарка с жидким стеклом, особенно при флотации шламистой руды, содержащей серицит, способствует повышению качества концентратов, так как происходит подавление кварца, кальцита и флюорита (в результате селективной десорбции собирателя с поверхности минералов), и пептизации шламов.

       В результате флотации окисленного молибдена получают бедный (некондиционный) концентрат, содержащий 8 - 15 % Мо, до 6 % S и более 30 % Са. Далее его обжигают и направляют на гидрометаллургическую переработку для получения товарного молибдата кальция. Наличие в руде большого количества кальцийсодержащих минералов (кальцита, флюорита и др.) и ионов кальция в пульпе снижает селективность флотации и активность олеиновой кислоты. Олеиновая кислота при взаимодействии с этими ионами образует трудно растворимые олеиты кальция и перестает действовать как собиратель. Для перевода олеиновой кислоты из молекулярной формы в ионную ее нужно омылять в щелочной среде или применять вместо нее олеат натрия Применение в качестве собирателя олеата натрия, диспергированного алкилсульфатом (10 - 15 г/т), значительно улучшает технологические показатели флотации. Кальциевые соли алкилсульфатов более растворимы в воде, чем кальциевые (и магниевые) мыла жирных кислот, и способны диспергировать свежеобразовавшиеся кальциевые мыла органических кислот.

   1.3.2 Флотация ферримолибдитовых руд

Флотация ферримолибдитовых руд представляет собой сложную задачу, так как ферримолибдит находится обычно в аморфном, разрыхленном тонкодисперсном состоянии, содержит гидрооксиды железа и сильно шламуется. Ферримолибдитовые руды располагаются, как правило, в верхних горизонтах окисленных молибденовых и медно-молибденовых руд.

Типичным представителем таких руд является Сорское штокверковое медномолибденовое месторождение, где в верхних горизонтах («железная шляпа») значительная доля молибдена приходится на ферримолибдит. В более глубоких горизонтах месторождения залегают сульфидные руды, содержащие молибденит, халькопирит, пирит, ковеллин, халькозин и ферримолибдит. Пустая порода представлена обычно кварцем, полевыми шпатами; присутствуют серицит, каолин, лимонит и др. Ферримолибдит в основном заполняет пустоты выветривания в полевых шпатах. Наравне с крупными частицами ферримолибдит часто находится в дисперсной смеси с каолином или серицитом или окружен сплошной пленкой лимонита.

Если теоретическое отношение Fe203 к Мо03 в минерале равно 1:2,7, то на практике в рудах это отношение в ферримолибдитах изменяется от 1:3,8 до 1:4,6.

При переработке смешанных сульфидно-окисленных молибденовых руд ферримолибдит извлекают обычно жирными кислотами в щелочной среде из хвостов флотации сульфидного молибдена. Так, Иргиредмет предложил осуществлять флотацию окисленных минералов из руд Сорского месторождения в плотной пульпе (35 % твердого) с олеиновой кислотой (1,5 кг/т) в содовой среде (до 6 кг/т соды) при pH около 10,5. Во флотацию подают сосновое масло (0,1 кг/т) и керосин (1,5 кг/т). В результате основной и контрольной флотации руды получен молибденовый концентрат, содержащий около 9,2 % Мо при извлечении 71 %. Высокий расход олеиновой кислоты вынудил изыскивать более дешевые заменители. В частности, были изучены следующие собиратели для флотации ферримолибдита из сорских окисленных и смешанных руд: соапсток, мылонафт, асидол, контакт Петрова, окисленный керосин, окисленный парафин, окисленный рисайкл, окисленное дизельное топливо и др.

Наиболее высокие показатели были достигнуты с соапстоком при расходе его около 4 кг/т, соды - 1 - 2 кг/т, керосина - 1,6 кг/т; pH пульпы составлял 9,0 - 9,5. После двух перечистных и одной контрольной флотации получен концентрат, содержащий до 0,3 - 0,4 % Мо (степень обогащения 6 -7 ) при извлечении 66 - 79 %. Соапсток в 3 раза дешевле олеиновой кислоты, он содержит до 62 % жира и жирных кислот.

Испытан и проверен на промышленной фабрике другой заменитель олеиновой кислоты - окисленный петролатум, являющийся отходом производства при получении высококачественных смазочных масел из нефти.

  1.  Комплексность использования сырья

Примером комплексности использования сырья является фабрика «Клаймакс». Эта фабрика (шт. Колорадо, США), работающая с 1918 г, является крупнейшей в мире по производству молибденовых концентратов; ее производительность 45 тыс. т руды в сутки, она обеспечивает до 50 % и более мирового производства молибдена. Содержание в руде молибдена колеблется от 0,3 до 0,8 %; пирита - около 3 %, вольфрамита, касситерита и монацита - сотые доли процента каждого.

Минералы породы представлены кварцем, ортоклазом, серицитом. Основной молибденовый минерал - молибденит; около 10 % Мо находится в форме повеллита и ферримолибдита. Эти минералы вкраплены неравномерно, поэтому основная флотация проводится при сравнительно крупном измельчении (45 % класса + 0,15 мм), а после III стадии доизмельчения грубого концентрата последние III и IV перечистки осуществляются при крупности 100 % класса - 0,044 мм. Дробление руды - трехстадиальное.

Схема обогащения комплексной молибденовой руды дана на рисунке 2


Рисунок 2 - Схема обогащения комплексной молибденовой руд Собиратель молибденита - трансформаторное масло (500 г/т) - подают в шаровые мельницы, для извлечения окисленных форм молибдена подают жирные кислоты (9 г/т), пенообразователем служит сосновое масло (23 г/т). Для подавления пирита добавляют цианиды (15 г/т), основную флотацию проводят в содовой среде при pH 8,3. Для подавления халькопирита и галенита добавляют реагент «Ноукс», обработанный едким натром (до 20 г/т в основную флотацию и до 15 г/т в доизмельчение концентрата).

Хвосты молибденовой флотации (их выход равен 96 % от исходной руды) обесшламливают; шламы сбрасываются в отвал, а пески обогащают на винтовых сепараторах для получения коллективного концентрата тяжелых минералов. Легкая фракция (хвосты) сбрасывается в отвал, а из тяжелой фракции (концентрата) флотацией получают пиритный концентрат, содержащий до 50 % S.

Из хвостов пиритной флотации обогащением на столах получают коллективный концентрат (вольфрамит, касситерит и монацит), из которого флотируют аминным (катионным) собирателем монацит при подавлении вольфрамита и других минералов крахмалом. Из хвостов монацитовой флотации, содержащих 40 - 45 % трехоксида вольфрама, на магнитном сепараторе извлекают вольфрамит; из немагнитной фракции обогащением на столах получают оловянный концентрат. Оловянный концентрат содержит 35 % Sn; вольфрамитовый - до 68 % трехоксида вольфрама; молибденовый - 54 % Мо при извлечении не менее 96 %.

  1.  Характеристика и переработка концентратов

В ассортимент товаров мирового рынка молибдена входят, главным образом, молибденовые концентраты и, в значительно меньшей степени, ферромолибден, оксиды молибдена и металлический молибден.

По техническим условиям отечественные молибденитовые концентраты выпускают трех марок: КМ1, КМ2, КМЗ, в которых содержание молибдена должно быть соответственно не ниже 50, 48, 47 %. Технические условия регламентируют предельные содержания пяти примесей: фосфора, мышьяка, меди, кремнезема и олова.

В таблице 2 приведены требования к составу молибденитовых концентратов в соответствии с ГОСТом 212-76.

Показатель

Норма

1. Массовая доля молибдена, %, не менее

45,0

2. Массовая доля оксида кремния, %, не более

11,0

3. Массовая доля Си, не более

0,5

4. Массовая доля Sn, не более

0,05

5. Массовая доля Bi, не более

0,005

6. Массовая доля As, не более

0,06

7. Массовая доля Р, не более

0,05

Таблица 2 - Требования к составу молибденовых концентратов

Металлургическую переработку молибденитовых концентратов можно вести с получением ферромолибдена для черной металлургии или химических соединений различной чистоты - триоксида молибдена Мо03, парамолибдата аммония (NH4)207Mo3-4H20, молибдатов натрия и кальция (Na2Mo04 и СаМо04), используемых в производстве легированных сталей и чугунов, компактного молибдена или в химической промышленности.

Первой и важнейшей стадией в процессе переработки молибденитового концентрата является обжиг, который позволяет избавиться от нежелательных примесей: серы, воды и остатков флотореагентов. Если в концентрате содержится рений, при обжиге образуется летучий оксид Re207, который удаляют вместе с печными газами. В результате обжига происходит целевая реакция окисления дисульфида молибдена до триоксида:

2MoS2 + 702 = 2Мо03 + 4S02 (1)

и множество других побочных процессов, заметно влияющих на последующее извлечение молибдена:

6CuFeS2 + 1902 = 2Fe304 + 6CuO + 12S02 (2)

Мо03 + СаС03 = СаМо04 + С02 . (3)

Мо03 + СиО = СиМо04 (4)

Мо03 + РЬО = РЬМо04. (5)

Температурный режим и эффективность обжига зависят от многих факторов, прежде всего от степени измельчения концентрата.

Для обжига обычно применяют малопроизводительные многоподовые обжиговые печи, обеспечивающие получение огарка с остаточным содержанием серы 0,05 - 0,12 %. Наиболее эффективны 12-ти и 16-ти подовые печи, позволяющие строго выдерживать необходимую температуру в пределах 580 - 590 0 С и высокую степень десульфуризации.

Молибденовые концентраты обжигают и в печах кипящего слоя. Преимуществами обжига молибденовых концентратов в печах КС являются:

а) высокая производительность процесса, превышающая в 15 - 20 раз производительность многоподовых печей;

б) более высокое содержание растворимых соединений молибдена из-за незначительного образования молибдатов и оксида молибдена Мо02;

в) процесс полностью автоматизирован, включая регулирование температуры в пределах 560 - 570 °С с точностью ±2,5° от средней заданной;

г) при обжиге в печах КС обеспечивается высокая степень отгонки рения; с газами

удаляется в виде Re207 до 90 % рения, содержащегося в молибденовых концентратах.

Недостаток обжига в кипящем слое — высокое содержание в огарке серы (до 2,5 %, в том числе 1,5-2 % сульфатной) — частично компенсируется связыванием ее преимущественно в CaS04.

Образование сульфата кальция уменьшает количество неокислившегося молибденита и предотвращает связывание молибдена в нерастворимый молибдат кальция СаМо04. Огарок, содержащий молибденовый ангидрид, переводят либо в парамолибдат аммония или чистый МоОз, либо в молибдат кальция. Наибольшее распространение при извлечении молибдена из огарков высококачественных концентратов получил аммиачный метод, так как в 8 - 10 % водном аммиаке растворяется молибденовый ангидрид, и не растворяется большинство примесей, сопутствующих ему в огарке. Из аммиачного раствора молибдата аммония молибден можно извлекать в виде парамолибдата аммония (NH4)6Mo7024-4H20, молибденовой кислоты Н2Мо04 или молибдата кальция СаМо04.

      Помимо аммиачного извлечения молибденового ангидрида иногда практикуется его возгонка из огарков (если в них мало содержание  нелетучи молибдатов) в интервале температур 900 - 1000° С, которая позволяет получать М0О3 чистотой 99,95 %.

Иногда вместо обжига молибденитовый концентрат разлагают HN03, при этом осаждают молибденовую кислоту МоОз»Н20, которую растворяют в аммиачной воде и получают, как описано выше, парамолибдат аммония.

При обогащении полиметаллических молибденовых руд часто получают низкосортные концентраты и промпродукты, содержащие 15 - 20% молибдена и значительное количество железа, меди, кремнезема и других примесей. При их переработке огарки выщелачивают растворами Na2C03 . Из полученных растворов Na2Mo04 осаждают СаМо04, используемый в черной металлургии. По другому способу с помощью ионного обмена или жидкостной экстракции раствор Na2Mo04 переводят в раствор (NH4)2Mo04, из которого затем выделяют парамолибдат аммония.

Металлургическая переработка молибденовых концентратов с получением ферромолибдена включает следующие операц  окислительный обжиг, пирометаллургический метод (возгонка) и металлотермическая плавка.

Для перевода молибдена в оксидную форму (Мо02, Мо03) молибденовый концентрат подвергают окислительному обжигу, при этом окисляются и сульфиды прочих металлов (железа, меди, никеля, цинка и т. п.). Процесс сопровождается выделением большого количества тепла, внешний подогрев здесь нужен преимущественно в конце обжига, когда сульфида молибдена в огарке остается немного. Обжиг осуществляют: в многоподовых печах, при температуре не выше 680 - 750 °С (во избежание больших потерь молибдена с довольно летучим триоксидом молибдена Мо03); в барабанных вращающихся печах; в печах кипящего слоя; в электропечах с вращающимся кольцевым подом (при температурах до 1000 - 1150 °С — с организацией улавливания паров Мо03).  Возгонка и испарение из расплава Мо03 применяются для получения чистого оксида. Возгонка начинается заметно с 800 °С, расплав кипит при 1150 °С. Способы возгонки и испарения Мо03 из расплава дают возможность получить чистый Мо03 по очень короткой схеме. Количество Мо03, испарившегося с поверхности расплава при 930 за 1,5 часа (1,0 г/см2)10, за 4 ч (1,5г/см2)10. Значительное влияние на возгонку М0О3 оказывают примеси. Это связано с образованием молибдатов, особенно Са и Mg, устойчивых при температуре испарения. Эти соединения растворяются в расплаве М0О3, понижая упругость его пара. Упругость пара молибдатов повышается с температурой, и перенос примеси увеличивается.

         В промышленности при малом масштабе производства Мо03 при 1100 - 1200 °С возгоняют в тигельных наклонных вращающихся электропечах, при большом масштабе - в карусельной электропечи с вращающимся подом и силитовыми нагревателями. На поду находится слой кварцевого песка. Воздух в тигли вдувают через трубку на поверхность испарения, а возгон выносится током воздуха из тигля через приемный зонт и трубопровод в приемные устройства. В карусельных печах воздух продувают над поверхностью пода; газы выносятся через отверстия в своде печи в общий приемный коллектор, далее в кулеры и мешочные фильтры. В печи есть две зоны: зона питания с загрузочными бункерами и зона возгонки с отверстиями для вывода возгона и пара. За один оборот пода возгоняется около 60 % М0О3, имеющегося в огарке. Подовый остаток поступает на химическую переработку растворением или на выплавку ферромолибдена.

          Выплавку ферромолибдена осуществляют в другой электропечи. Вначале наплавляют металлическую ванну из железосодержащего материала под известковосиликатным шлаком с основностью 2-2,5. Затем в полученный расплав загружают предварительно подготовленную смесь обожженного молибденового концентрата и восстановителя со скоростью 100 - 250 кг/мин. После окончания загрузки прогревают шлак в течение 10 - 15 мин электрическими дугами. Снижается содержание серы в ферромолибдене в 3,7 - 4,8 раза.

         При использовании для обжига сульфидных молибденовых концентратов, содержащих повышенное количество оксида кальция, обожженный концентрат имеет повышенное содержание серы, которая практически полностью переходит в ферромолибден, а при использовании для .выплавки бедных молибденовых концентратов для проведения плавки с требуемой термичностью процесса необходим восстановитель - алюминиевый порошок, что значительно удорожает процесс выплавки. [10]

Известны следующие способы получения ферромолибдена.

  1.  Ферромолибден получают карботермическим восстановлением предварительно обожженного молибденового концентрата, сбрикетированного с порошком древесного угля или торфяного кокса и железной стружкой, в электродуговых печах. Плавку высокоуглеродистых брикетов (восстановительный процесс) чередуют с плавкой брикетов, составленных с недостатком восстановителя (период рафинирования). Отходы проплавляют в другой печи на передельный сплав, который переплавляют в первой печи. Недостатком способа являются повышенные потери молибдена, необходимость использования нескольких агрегатов для проплавления, высокий расход электроэнергии, очень высокое содержание в сплаве углерода, низкое (35 - 50%) содержание в нем молибдена и практически полный переход в сплав из шихтовых материалов серы и фосфора.
  2.  Ферромолибден получают в электропечи с восстановлением молибденсодержащего шеелитового концентрата и последующей плавкой его совместно с железной стружкой с предварительной выдержкой концентрата перед использованием на плавке в течение 4-6 часов в атмосфере пароводородной смеси с отношением РШо к Рш равным 0,068 - 0,07 при 1000 0 С. Недостатком способа является практически полный переход содержащихся в шеелитовом концентрате фосфора и серы в ферромолибден. [10]
  3.  Ферромолибден выплавляют металлотермической плавкой с нижним зажиганием шихты путем последовательного чередования серий операций, заключающихся в загрузке и проплавлении смеси шихты, выдержке расплава для осаждения капель сплава и затвердевания расплава с предварительным сливом части шлака, в результате чего получают многослойный слиток, состоящий из чередующихся слоев сплава и остаточных после слива части слоев шлака. Недостатком способа является высокая поступление молибдена в нижние слои слитков ферромолибдена, значительное количество отходов и невозможность использования металла от переработки отходов плавки в одной металлотермической плавке. Кроме того, при использовании для обжига молибденовых концентратов с высоким содержанием оксида кальция ферромолибден имеет повышенное содержание серы, а при использовании для выплавки бедных молибденовых концентратов необходим восстановитель - алюминий, удорожает процесс плавки. (

4. Ферромолибден получают металлотермическим процессом из обожженного молибденового концентрата, железной стружки, железной руды, металлического восстановителя, флюса и молибденсодержащих металлоотходов путем разделения шихты на две части в соотношении по массе 50 - 70% и 30 - 50 % с переводом всех металлоотходов, задаваемых на плавку, в первую часть и при одинаковом соотношении остальных компонентов в обеих частях, загрузкой в плавильный агрегат первой части шихты и зажиганием ее сверху, а после окончания ее плавления, выдержки расплава для осаждения капель сплава с введением в расплав осадительной смеси, слива 80 - 90% образовавшегося шлака, равномерной по мере проплавления загрузкой на оставшуюся часть второй части шихты с зажиганием ее сразу после начала загрузки. Недостатком способа являются повышенное содержание в ферромолибдене серы при использовании для обжига молибденовых концентратов с высоким содержанием оксида кальция, а при использовании для плавки бедных молибденовых концентратов - необходимость использования для поддержания требуемой термичности процесса в качестве восстановителя алюминия, что значительно удорожает процесс плавки.

В качестве прототипа принят наиболее близкий по сущности способ получения ферромолибдена, включающий обжиг сульфидных молибденовых концентратов, металлотермическое восстановление молибдена кремний и алюминий содержащим восстановителем в присутствии флюса и железосодержащего материала, выдержку расплава для осаждения капель металла, последующий его выпуск из плавильного агрегата и отделение ферросплава от шлака. Недостатками прототипа являются повышенное содержание серы в ферромолибдене, и значительное удорожание процесса за счет необходимости использования в качестве восстановителя алюминия при использовании для выплавки ферромолибдена бедных молибденовых концентратов.

Способ получения ферромолибдена из сульфидного молибденового концентрата с высоким содержанием оксида кальция, включающий обжиг концентрата, металлотермическое восстановление молибдена из обожженного концентрата в присутствии флюса и железосодержащего материала, выдержку расплава для осаждения капель металла, последующий его выпуск из плавильного агрегата и отделение ферромолибдена от шлака, отличается тем, что металлотермическое восстановление молибдена осуществляют путем загрузки смеси обожженного концентрата и восстановителя в расплав, предварительно полученный наплавлением в электродуговой печи металлической ванны из железосодержащего материала под известково-силикатным шлаком с отношением Ca0/Si02 2,0 - 2,5, при этом смесь загружают в расплав со скоростью 100 - 250 кг/мин и после окончания загрузки прогревают шлак в течение 10-15 минут электрическими дугами.

2.Специальная часть

   2.1 Технология дообогащения Мо концентратов

Гидрометаллургический процесс дообогащения молибденового концентрата ведется путем обработки концентратов слабым раствором соляной кислоты. Цель технологии дообогащения концентрата - снизить содержание легкоплавких соединений в концентратах, поступающих на окислительный обжиг. Это позволит поднять температуру обжига и, как следствие, получить молибденовый концентрат с содержанием серы менее 0,1%. Этот показатель важен для производства ферромолибдена.

Кроме того, в процессе дообогащения происходит повышение содержания молибдена как в концентратах, поступающих на обжиг, так и в огарке, направляемом на производство ферромолибдена. Переработка концентратов с повышенным содержанием молибдена позволит повысить извлечение молибдена в готовом продукте на 2 - 3 %.

Технологическая схема гидрометаллургической обработки концентратов включает в себя следующие стадии (рисунок 3):

- выщелачивание концентратов в слабых растворах соляной кислоты;

- фильтрация пульпы после выщелачивания и водная промывка концентрата на фильтре.

На рисунке 3 представлена технологическая схема дообогащения молибденового концентрата.


Молибденовый концентрат ФСО

  Пульпа   Са(ОН)2

Рисунок 3 - Технологическая схема дообогащения молибденового концентрата


2.1.1 Стадия выщелачивания

Дообогащение молибденовых концентратов проводится путем обработки молибденового концентрата слабыми растворами соляной кислоты. При этом протекают следующие реакции:

Na20 + 2НС1 = 2NaCl + Н20

(1)

К20 + 2НС1 = 2КС1 + Н20

(2)

СаО + 2НС1 = СаС12 + Н20

(3)

MgO+ 2НС1 = MgCl2 + Н20

(4)

В процессе выщелачивания происходит удаление щелочных (К, Na) и щелочноземельных (Са, Mg) металлов. При этом молибден в раствор не переходит. Конечный продукт после выщелачивания в сравнении с исходным молибденовым флотационным концентратом должен иметь прирост по содержанию молибдена не менее 2 %, а содержание щелочноземельных (Са, Mg) металлов не должно превышать 0,5 %.

Параметры технологического процесса:

  •  исходная концентрация соляной кислоты, г/дм3  -1020
  •  соотношение Т : Ж при выщелачивании 1:21: 3;
  •  температура процесса,0 С                                        -1030;
  •  продолжительность процесса, ч                              -12;
  •  остаточная концентрация соляной кислоты, г/дм3 12,5

Примерный состав молибденового концентрата до и после выщелачивания приведен в таблице 3

. Таблица 3 - Состав молибденового концентрата до и после выщелачивания

Молибденовый

концентрат

Содержание элементов, % массы

Мо

Си

Si02n

Са

Mg

Р®общ

Zn

Pb

А1

F

Na+K

До

выщелачивания

46,58

0,19

9,43

1,01

0,56

0,50

0,03

0,04

1,21

0,05

0,32

После

выщелачивания

49,80

0,188

8,94

0,45

0,46

0,55

0,04

0,04

1,17

0,03

0,19


  1.  Фильтрация и промывка

Фильтрация представляет собой процесс разделения твердой и жидкой пульпы с помощью простой перегородки под действием разности давления, создаваемой разрежением воздуха или избыточным давлением.

Целью фильтрования может быть выделение твердого материала или жидкости, в которой содержатся ценные компоненты.

Фильтрующая перегородка, являющаяся важнейшей частью любого фильтра, может задерживать твердые частицы либо своей поверхностью с образованием осадка, либо внутренней извилистой поверхностью микроканалов.

Жидкая фаза проходит через поры перегородки и собирается в виде фильтрата, а твердая задерживается на поверхности в виде осадка - кека, который затем удаляется. В кеке содержится некоторое количество влаги (пленочная и часть капиллярной), а в фильтрате - в незначительном количестве твердые частицы, прошедшие через поры перегородки.

Различают фильтрование под вакуумом и под давлением (пресс- фильтрование). При фильтровании под вакуумом разность давлений ниже 0.1 МПа.

При фильтровании происходит последовательно набор кека (собственно фильтрование) и его подсушка просасыванием или продуванием воздуха, в результате чего вытесняется часть капиллярной влаги. Если ценной является жидкая фаза, то для более полного выделения ее кек промывают (главным образом при гидрометаллургической переработке сырья). В этом случае кек можно подсушивать до и после промывки.

  1.  Оборудование, используемое для дообогащения молибденовых концентратов

2.2.1 Стадия выщелачивания

В практике выщелачивания наиболее распространены два типа реакторов - аппараты с пневматическим и механическим перемешиванием. В реакторах первого типа перемещение растворителя относительно частиц шихты достигается с помощью сжатого воздуха, в реакторах второго типа - путем вращения лопастной или винтовой мешалки. Чан с пневматическим перемешиванием, называемый иначе пачуком, показан на рисунке 4


Bud сверху

1 - «пробковый» кран; 2 - подкладные брусья; 3 - днище; 4 - конус; 5 - труба для подачи воздуха; 6 - кварцевый песок; 7 - наружная клепка; 8 - выпускная труба; 9 - стяжка; 10 - крышка чана; 10 - центральная труба; 12 - крышка люка

Рисунок 4 - Чан с пневматическим перемешиванием


Пачук используют главным образом для непрерывного выщелачивания. Он представляет собой чан цилиндрической формы диаметром 3 - 4 и высотой 6 - 9 м с коническим днищем. В центре чана установлена не доходящая несколько до дна вертикальная труба - аэролифт диаметром 300 - 400 мм. В целях безопасности обслуживающего персонала реакторы закрывают крышками.

Объем чанов с воздушным перемешиванием составляет 40 - 100 м . Изготавливают их из дерева или листовой стали и футеруют изнутри листовым свинцом или кислотоупорным кирпичом с подслоем из полиизобутилена. Материалом для аэролифта служит нержавеющая сталь. В нижний конец аэролифта через штуцер подведен сжатый воздух. Дно чана имеет люк для очистки его от твердых осадков во время ремонтов или в аварийных случаях. Выше конической части для этой цели также иногда устраивают дополнительные отверстия. Коническая форма нижней части чана устраняет «мертвые» углы в нем и предупреждает тем самым забивание чана крупными частицами шихты.

Сжатый воздух, попадая в вертикальную трубу - аэролифт, образует с пульпой смесь, которая намного легче самой пульпы, окружающей аэролифт с внешней стороны. Благодаря этому внутри аэролифта смесь пульпы с воздухом с большой скоростью поднимается вверх и выталкивается из него через верхнее отверстие в чан, а на ее место через нижнее отверстие трубы поступает новая порция пульпы, еще не насыщенная воздухом. Фактически этот процесс замещения одной пульпы другой внутри аэролифта осуществляется непрерывно и в чане, благодаря циркуляции пульпы происходит ее перемешивание.

Скорость циркуляции, а, следовательно, и интенсивность перемешивания зависит от количества и давления подаваемого в аэролифт воздуха. Чем выше его давление, тем быстрее происходит циркуляция пульпы в пачуке и тем лучше контакт растворителя с обожженным материалом. Обычно для пневматического перемешивания используют воздух давлением 0,18 - 0,2 МПа. Иногда для подъема песков со дна пачука после вынужденных остановок в аэролифт подводят воздух давлением 0,3-0,4 МПа; но этим пользуются только в исключительных случаях. При непрерывном процессе для обеспечения необходимой продолжительности выщелачивания чаны с пневматическим перемешиванием соединяют последовательно в серии с помощью желобов. В этом случае часть пульпы из аэролифта поступает в соединительный желоб и по нему в следующий пачук. Пачуки особенно пригодны для проведения процессов, связанных с окислением различных химических соединений (так как в - окислительном процессе участвует также и кислород подаваемого воздуха) или с удалением из пульпы растворенных в ней газов.

В процессе выщелачивания широкое распространение получили реакторы с механическим перемешиванием.

Аппараты с мешалками широко используются во многих отраслях промышленности. В аппаратах этого типа проводятся многие гидромеханические и массообменные процессы в одно - и многофазных средах. Процессы обычно проводятся при повышенных температурах, при избыточном давлении или вакууме. Перемешивание обеспечивает интенсификацию процессов тепло - и масса обмена и часто является необходимым условием эффективного течения химических реакций. Конструкция аппарата должна обеспечивать его надёжную работу в заданном технологическом режиме в течение заданного срока службы.

Аппараты могут быть вертикальными и горизонтальными. Основными элементами аппарата является корпус и механическое перемешивающее устройство. Корпуса аппаратов стандартизованы (ГОСТ 9931-85). Типы и основные параметры вертикальных аппаратов с мешалками объёмом от 0,01 до 100 м3 регламентируются ГОСТ 20680-2002.

Под корпусом аппарата понимают герметически закрытый сосуд, находящийся под давлением, в котором осуществляется перемешивание. Корпусы вертикальных аппаратов выполняются по ГОСТ 9931-85 и могут быть двух типов: ВЭЭ (вертикальный, эллиптическое днище, эллиптическая крышка). ВКЭ (вертикальный, коническое днище, эллиптическая крышка). Цилиндрическая оболочка корпуса называется обечайкой. Корпусы изготавливают двух исполнений: цельносварные или с отъёмной крышкой. В последнем случае для крепления крышки используется фланцевое соединение, которое обеспечивает герметичность разъёмного соединения крышки с корпусом. Отъёмная крышка позволяет проводить монтажные и ремонтные работы внутри корпуса. В приводимых примерах днища корпусов приварные. Переход от цилиндрической части к коническому или эллиптическому днищу должен быть плавным, что обеспечивается при помощи специального элемента (участка оболочки) - отбортовки. Отбортовка уменьшает дополнительные напряжения, возникающие в зоне сопряжения оболочек с различными радиусами кривизны, и позволяет вынести сварной шов из этой зоны.

         Для подачи или отвода тепла, а, следовательно, и для поддержания заданной температуры рабочей среды корпус аппарата оснащается теплообменными устройствами - наружными в виде теплообменной рубашки или внутренними в виде змеевика. Для загрузки исходных компонентов, отвода готовых продуктов, подвода теплоносителя, ввода датчиков контрольно - измерительных приборов используется штуцеры, расположенные на крышке, на обечайке и на днище. В аппаратах с приварной крышкой люк - лаз диаметром не менее 400 мм предназначен для монтажа мешалки и ремонтных работ. В корпусе аппарата, могут устанавливаться различные внутренние устройства, например, четыре отражательных перегородки, которые предотвращают образование центральной воронки в перемешиваемой среде и интенсифицируют процесс перемешивания; труба передавливания используется для вывода продуктов через крышку аппарата за счет избыточного давления в корпусе. Аппараты устанавливаются на фундамент при помощи опор - лап или при помощи опор стоек. Применение того или иного вида опор диктуется высотой цеха (стандартная высота помещения 6 м), или же особенностями размещения технологической аппаратуры на нескольких уровнях цеха.

         Механические перемешивающие устройства (МПУ) всех аппаратов представляют собой конструкции, состоящие из привода, вала и мешалки. Привод перемешивающего устройства аппаратов состоит из электродвигателя, механической передачи в виде редуктора (зубчатой передачи) или ременной передачи и стойки привода. Электродвигатель преобразует электрическую энергию в механическую. Редуктор или ременная передача передают вращательное движение от вала электродвигателя с понижением скорости вращения и увеличением крутящего момента на выходном валу привода. Стопка привода, объединяя их в единый агрегат, служит для крепления элементов МПУ. Выходной вал редуктора или мотор редуктора при помощи муфты продольно - разъемной или фланцевой соединяется с валом. На конце вала установлена мешалка: трехлопастная, лопастная, рамная, турбинная открытая и другие. Мешалка при вращении передает механическую энергию в перемешиваемую среду. Валы мешалок устанавливаются в стойках привода при помощи подшипников качения. В некоторых случаях для повышения виброустойчивости вала применяется концевой подшипник, на который опирается нижний конец вала. Герметичность вращающегося вала обеспечивается уплотнением (сальниковым или торцовым), которое крепится к крышке аппарата. Тип уплотнения зависит от величины давления в аппарате и от свойств рабочей среды.

На рисунке 5 показан аппарат с мешалкой.


1 - двигатель с приводом; 2 - крышка; 3-вал мешалки; 4 - штуцер для подачи сжатого газа; 5 - корпус; 6 и 11 - штуцеры входа и выхода теплоносителя; 7 - рубашка; 8 - отражательная перегородка; 9 - днище; 10 - мешалка; 12 - штуцер слива продукта; 13 - труба передавливания

    Рисунок 5 - Аппарат с мешалкой

Периодическое выщелачивание осуществляют главным образом в реакторах с винтовой мешалкой и диффузором. Реактор состоит из металлического бака цилиндрической формы с коническим днищем, металлического диффузора и привода, позволяющего регулировать число оборотов мешалки (60 - 150 об/мин). Объем бака составляет от 70 и до 100 м3. Диаметр и высота бака емкостью 100 м3 равны соответственно 6,2 и 4,6 м. Изнутри бак футерован кислотостойким кирпичом на специальной мастике. Подслой делают из полиизобутилена. Винт мешалки и диффузор изготавливают из специальной стали, стойкой в коррозионной и абразивной среде. Интенсивное перемешивание создается в реакторе за счет применения диффузора. Внутри диффузора вращением винта мешалки создают движение пульпы сверху вниз. Снаружи диффузора пульпа поднимается снизу вверх и поступает в него через окна в корпусе. Тем самым создается циркуляция пульпы в реакторе. Для подогрева пульпы реактор оборудован змеевиками из кислотостойких труб.

Отработанный раствор заливают в бак через трубу, а исходное сырье загружают через люк в крышке. Готовую пульпу выпускают через тарельчатый клапан в коническом днище. На рисунке 6 дана схема чана с механическим перемешиванием.

Выбор типа аппарата для выщелачивания молибденового концентрата при заданных параметрах технологического процесса станет возможным после расчета материального баланса.

2.2.2 Стадия фильтрования и промывки

Фильтрование осуществляется на фильтрах. По способу действия эти аппараты подразделяются на фильтры непрерывного и периодического действия. В зависимости от вида давления, создающего движущий напор, их делят на вакуум- фильтры и пресс-фильтры. Различают фильтры, работающие с просасыванием и под наливом. Применение фильтрования для выделения осадка зависит от размера частиц и характера их агрегации. Существуют сетчатые, волокнистые и зернистые фильтры. Сетчатые фильтры служат для задержания сравнительно грубых частиц. Их изготовляют из одного или нескольких слоев ткани или металлической сетки.


1 - чан; 2 - пропеллерная мешалка; 3 - загрузочное отверстие для огарка.

Рисунок 6 - Чан с механическим перемешиванием

Действие этих фильтров основано на механическом задерживании больших частиц, не проходящих через ячейки сетки, а также на инерционном осаждении частиц. Эффективность сетчатых фильтров заметно увеличивается по мере забивания их отфильтрованной дисперсной фазой, поскольку в результате образования на поверхности фильтра так называемого намывного слоя уменьшается диаметр отверстий. Поэтому иногда на тканевые фильтры перед их использованием наносят асбестовую пыль, особенно эффективную при фильтрации.

Волокнистые фильтры делают из фильтровальной бумаги, специального картона и некоторых других волокнистых материалов. Вследствие значительного гидравлического сопротивления эти фильтры применяют лишь при небольших скоростях течения фильтрующегося раствора (суспензии). С

целью повышения производительности волокнистых фильтров их часто изготавливают с «развернутой» (увеличенной) поверхностью. В зернистых фильтрах широко используют кварцевый песок, дробленый шлак, гравий, антрацит и т.п.

Зернистые фильтры изготавливают однослойными и многослойными. Регенерация зернистых фильтров предусматривает промывку обратным потоком чистой воды или сжатым воздухом.

Фильтрование под вакуумом применяется для очистки маловязких жидкостей. Степень очистки в вакуум-фильтрах не превышает, как правило, 80 %, но удельная производительность очистки наиболее высокая. Тонкость очистки в вакуум-фильтре определяется фильтрующими свойствами пористого элемента (ткани, бумаги и др.). Конструктивных разновидностей вакуум-фильтров много, в обогатительной практике применяют как вакуум-фильтры непрерывного действия: барабанные разных типов, дисковые, ленточные и другие, так и фильтры периодического действия, например, барабанный вакуум-фильтр с наружной фильтрующей поверхностью.

Барабанный вакуум-фильтр с наружной фильтрующей поверхностью имеет барабан, с внешней стороны по всей длине разделенный на неглубокие ячейки, снаружи покрытые перфорированными решетками. Между ячейками имеются пазы. Внутренние полости ячеек соединены трубами с концевыми ячейковыми цапфами. По всей поверхности барабан обтянут тканью, сшитой в общее полотнище. Нижняя часть барабана погружена в ванну, на торцевых стенках которой крепят опорные подшипники цапф. В одной из торцевых стенок имеется переливное окно, через которое удаляется избыток загружаемой в ванну пульпы. Снизу на цилиндрической  части корыта или в торцевых стенках имеются люки для выпуска пульпы при остановке аппарата. Вдоль длинных сторон корыта с одной стороны находится нож для съема кека. Твердую фазу пульпы поддерживают во взвешенном состоянии с помощью мешалки, размещенной в ванне и приводимой в движение от электродвигателя через редуктор, эксцентрики и тяги. К торцам ячейковых цапф барабана примыкают распределительные головки (фильтры небольших размеров имеют по одной цапфе и одной головке). В головке имеются три или четыре полости. Если фильтр предназначен для фильтрования с промывкой кека, имеются две полости, находящиеся под разрежением: одна - для отвода маточного раствора, другая - для отвода промывных вод. В две, меньшие по размеру полости подается сжатый воздух. Если кек не промывается, перегородка между двумя первыми полостями может отсутствовать.

За один оборот барабана совершается полный цикл фильтрации. Каждая ячейка барабана после погружения в пульпу через окно цапфы совмещается с находящейся под вакуумом полостью головки, происходят отсасывание жидкости и набор кека на ткани. После выхода ячейки из пульпы действие вакуума продолжается - кек подсушивается. Фильтрат, выделяющийся во время набора и подсушки кека, удаляется через вакуумное окно головки. При совмещении окна рассматриваемой ячейки с полостью головки, находящейся под давлением, происходит обдувка кека.

Барабанные фильтры изготавливают в обычном исполнении - из углеродистой стали. Конфигурация фильтрующей поверхности барабанных фильтров позволяет не только промывать кек, но и монтировать приспособления для дополнительного удаления влаги из кека - устройства для заглаживания трещин, хлопуши, рыхлители в виде цилиндрических ершей, отжимные ролики и вибраторы. Эти фильтры могут быть изготовлены с глубоким погружением барабана в пульпу и, наоборот, с малым погружением и с большой зоной подсушки.

Барабанные фильтры по сравнению, например, с дисковыми более пригодны для обезвоживания труднофильтруемых продуктов, когда образуется относительно тонкий слой кека. Для рудных пульп верхним пределом крупности, ограничивающим применение барабанных фильтров, можно считать 65 - 70 % класса - 0,074мм. Для поддержания твердого во взвешенном состоянии при фильтровании относительно крупного материала иногда подают пульпу через днище ванны насосом.

Магнитные фильтры (с расположенными внутри их магнитными системами) предназначены для обезвоживания магнетитовых концентратов. Фильтры с намывным слоем предназначены для выделения фильтрата высокой степени чистоты. На барабан поверх ткани намывают слой целлюлозы или других фильтрующих материалов. Затем через этот слой фильтруется исходный продукт, как правило, содержащий небольшое количество твердого. Намывной слой с застрявшими частицами твердого снимается ножом. На рисунке 7 приведена схема барабанного вакуум - фильтра непрерывного действия.

1 - барабан; 2 - перегородки; 3 - распределительная головка; 4 - корыто; 5 - нож
для съема осадка; 6 — распределитель воды для промывания осадка; 7, 8 — трубы
для откачки соответственно отфильтрованной жидкости и промывной воды;9 -труба для подачи сжатого воздуха

Рисунок 7 - Барабанный вакуум-фильтр непрерывного действие

Барабанный вакуум-фильтр с внутренней фильтрующей поверхностью представляет собой барабан с глухой крышкой на одном торце и с кольцевым бортом на другом. Внутренняя поверхность по длине разделена металлическими полосами на ячейки, каждая из которых примыкает к распределительной головке. Отдельные ячейки закрыты перфорированными листами или в них уложены деревянные пластины с рифлениями на поверхности. Барабан снабжен двумя бандажами, опирающимися на ролики. Одной паре роликов передается вращение через редуктор от электродвигателя. Барабан наполняется пульпой до уровня кольцевого борта, через который переливается избыток пульпы. Таким образом, внутри фильтра создается бассейн из пульпы, дном которого является внутренняя поверхность барабана.

Нижние ячейки барабана, боковые и часть верхних (по ходу вращения) находятся под вакуумом. На нижних ячейках избирается кек, который затем подсушивается. При отдувке кек под действием силы тяжести падает в воронку и разгружается конвейером или шнеком. Для более полной разгрузки кека фильтр часто оборудуют пульсатором. На рисунке 8 приведена схема барабанного вакуум- фильтра с внутренней фильтрующей поверхностью.

1 - барабан; 2 - труба для подачи суспензии; 3 - нож для съема осадка; 4 - шнек; 5 - трубы для фильтрата и промывных вод

Рисунок-8-Барабанный вакуум-фильтр с внутренней фильтрующей поверхности

Дисковый вакуум-фильтр отличается развитой поверхностью фильтрования. Ею является боковые стороны дисков, набранных из секторов, вставленных в пустотелый ячейковый вал и закрепленных длинными шпильками и накладками. Вал укреплен на цапфах. С торца к валу с одной или двух сторон, как и у барабанного фильтра, прижаты распределительные головки. Двумя головками оборудованы фильтры с шестью и более дисками.

Нижняя часть дисков опущена в ванну, на одной из которых имеется переливной порог, обеспечивающий постоянство уровня пульпы. Со стороны входа секторов в пульпу при вращении вала с дисками ванна имеет форму карманов. На них с обеих сторон каждого диска установлены ножи, которыми снимается оставшаяся после обдувки часть кека. На рисунке 9 показан дисковый вакуум - фильтр.

1 - пустотелый вал; 2 - диск; 3 - резервуар; 4 - редуктор; 5 - электродвигатель

Рисунок 9 - Дисковый вакуум-фильтр.


Аппарат типа «фильтр-пресс» относится к фильтрам периодического действия. Он представляет собой ряд фильтрованных плит, размещенных горизонтально между верхней и нажимной плитами. Фильтровальная плита состоит из верхней и нижней рам: верхняя покрыта перфорированным листом и является камерой для отвода фильтрата, нижняя - при сжатии плит служит камерой  фильтрации. Под днищем рамы закреплена эластичная диафрагма, которая при подаче на нее воды служит для отжатия влаги из кека.

К фильтровальным плитам приварены патрубки. При сжатии плит они образуют два коллектора. Один - для подачи исходной пульпы, промывной воды и воздуха, другой - для отвода фильтрата, промывной воды и воздуха. Фильтровальные плиты могут перемещаться вдоль стяжек вверх и вниз. При опускании плит между ними образуется зазор

На рисунке 10 дана схема рамного фильтр – пресса


3.Расчетная часть

3.1 Расчет реактора с механическим перешивающим устройством

        Технологическая  расчет аппарата состоит в определении количества, емкости и производительности всех аппаратов, составляющих технологическую схему данного производства. При периодическом процессе конечный продукт выгружается из аппарата через определенные промежутки времени в количестве, равном содержимому аппарата.

       Для расчета количества и емкости периодических аппаратов должны быть заданы объемы материалов, перерабатываемых в данной стадии в течение суток, и продолжительность процессов.

       Условно принимается: объем выбранного аппарата Vа = 6м3; суточный объем материалов, перерабатываемых на стадии выщелачивания  молибденового концентрата Vcут = 56 м3; степень заполнение аппарата  продолжительность процесса  ⦋4⦌

        Определяется рабочая емкость аппарата:

Vраб=Va· = 6·0,75=4,5 м3,  (1)

где Vраб  - рабочий объем аппарата, м3,

– степень заполнения аппарата.

          Количество операций, проводимых в данной стадии в течение суток, находится :

a=Vcут/Vраб= 56:4,5=12,4

          Количество операций, которое возможно осуществить в одном аппарате в течение суток составит:

 (2)

где   – продолжительность процесса,

= 24/4=6

           Зная общее количество операций, проводимых в аппарате за сутки, и максимально возможное количество операций, можно рассчитать необходимое количество аппаратов:

MH=

          C учетом запаса мощности, величина которого принимается по практическим данным до 15%, количество устанавливаемых аппаратов составит:

mуст = mH (1+

где mуст – количество устанавливаемых аппаратов,

mH = количество необходимых аппаратов.

= запас мощности производства на данной стадии %,

mуст =2,07(1+) = 3,22

           Для расчета габаритных размером реактора и параметров перемешивающего  устройства  (лопастной мешалки) необходимы следующие исходные данные:

V-объем перемешиваемой пульпы, м3,

Нж:Dв – отношение уровня пульпы к диаметру раствора (0,8-1,3)

Pж – плотность жидкой фазы  (1005 кг/м3) ,⦋6⦌

Pт – плотность твердой фазы (4700кг/м3) . ⦋6⦌

              Массовые доли жидкости и твердого в пульпе, рассчитываются из соотношения:

Хт =1/(Ж:Т)+1

Хж = 1- Хт

Хт = 1(3)+1=0,25

Хж= 1-0,24 = 0,75

               Внутренний диаметр реактора определяется исходя их заданного объема пульпы к диаметру аппарата:

DВ=

DВ= = 1,8м

       Для лопастных мешалок принимают следующие соотношения размеров ⦋6⦌

     - диаметр мешалки dм = (0,66-0,9)·Dв ;

     -ширина лопастной мешалки в=(0,1-0,2) Dв ;

     -расстояние от мешалки до дна реактора h<0,3· Dв ;

dм=0,8·1,8=1,44м,

в=0,15·1,8=0,27м,

h=0,3·1,83=0,55м.

       Для определения частоты вращения мешалки и мощности двигателя необходимо рассчитать вязкость пульпы. С этой целью уточняется отношение.

Vт/V1,      (3)

где Vт – объем твердой фазы,

V1 – объем пульпы.

       Для определение объема твердой фазы используется формула:

рп – 1 / () (4)

рп – 1 / () = 1250 кг/м3

        Объем пульпы определяется по формуле:

V=mп: рп   (5)

V=100 : 1250=0,32 м3

       Затем определяется отношение объема твердой фазы к объему пульпе:

Vт/Vn= 0,02:0,32 = 6,2 %

        Вязкость жидкой фазы:

ж = 1,007·10-3 Па · с ⦋6⦌

        Вязкость пульпы при Vт/V <10% равна:

п = ж (1+2,5 Vт/V )   (7)

п = 0,001·(1+2,5·0,07 )= 1,17·10-3 Па ·с

         Исходя из типа перемешивающего устройства и вязкости пульпы принимается оптимальная окружная скорость мешалки и определяется число оборотов мешалки:

ndm      (8)

n-число оборотов в секунду.

–оптимальная окружная скорость мешалки (2,0-3,0),м/с ⦋6⦌

dm – диаметр мешалки, м

n=2,5 / 3,14·1,44=1,15 об/c =69 об/мин

        Определяется значение критерия Рейнольдса для расчета мощности двигателя

Re= рп·n· dм2/п         (9)

Re=1250·1,15·2,07/1,17·10-3=2,5·106

          Найденному центробежному критерию Рейнольсда по графику справочника ⦋18⦌ соответствуют критерий мощности KN=0,2 Тогда мощность, требуемая на  перемешивание смеси, равна

N=KN·n3·pn·dм5  (10)

N=0,2·1,52·1250·6,2=2356Bт

           Принимается мощность на валу перемешивающего устройства N, ровной мощности двигателя N.

           Крутящий момент на валу перемешивающего устройства:

M' к =0,163·N'/n,  

M' к =0,163·2356/1,15=334H·м.

          Диаметр стального вала перемешивающего устройства:

d= 3,03· + 0,002,

·106), Па

d= 3,03· + 0,002=38мм

          На основании расчетных данных выбираем аппарат с механическим перемешивающих устройством. Согласно ГОСТ 20680 – 2002 ⦌ выбран вертикальный цилиндрический аппарат ВЭЭ-6,3 -0,6 -2- Г с лопастной  мешалкой. Номинальный V=6,3 м3, внутренний диаметр Dв=1800мм, высота h=2780мм.

          Технические характеристики аппарата представлены в таблице 4.

Таблица 4-Технические характеристики аппарата.

Параметры

Расчетные значение

По ГОСТ

1

Емкость аппарата м3

6

6,3

2

Коэффициент заполнения

0,7

0,9

3

Внутренний диаметр, мм

1800

1800

4

Диаметр лопастной мешалки

1440

-

5

Критерий мощности

0,2

-

6

Скорость вращения мешалки, об/мин

69

До 125

7

Мощность , требующаяся для перемещения пульпы, Вт

2512

-

8

Мощность на валу перемешивающего устройства,

2512

-

9

Крутящий момент на валу перемешивающего устройства, H·м

356

-

10

Диаметр стального вала, мм

38

-



4 Экономическая часть

         Целью выпускной квалификационная  работы является проектирование отделение дообогащения молибденового концентра на ООО Сорский ФМЗ. При проектировании отделения будет установлено новое оборудование, что потребует капитальных вложений. Это позволит производить молибденовый концентрат лучшего качества.

4.1  Расчет инвестиций на проектирование нового отделения

4.1.1 Расчет инвестиций в основные фонды

Стоимость вводимого оборудования представлена в таблице 5.

Таблица 5 – Стоимость вводимого оборудования

Наименование оборудование

Количество

Стоимость, руб

1

Аппарат вертикальный (V=6,3м3)

4

5160877

2

Аппарат вертикальный ВЭЭ-1.0

3

612529

3

Аппарат вертикальный ВЭЭ-3.2

2

678899

4

Аппарат горизонтальный

2

1169559

5

Конвейр винтовой

2

628318

6

Насос

2

208792

7

Насос электродвигателем

1

857666

8

Фильтр – пресс контрольный

2

132743

9

Фильтр – пресс

2

5761320

10

Регистратор технический

1

220992

11

Приточно – вытяжная вентиляция

1

866340

Итого

22

17492535

Первоначальная стоимость вводимого оборудование Свв п руб, рассчитывается по формуле:

Свв п = Цоб + Зстрмонттр.з                              (1)

        где Цоб – цена оборудования, руб.

          Зстр – затраты на строительные работы для оборудования руб, принимаются 7% от цены оборудования.

          Змонт – затраты на монтаж оборудования руб, принимаются 10% от цены обрудования.

          Зтр.з – транпортные расходы, руб принимаются 17% от цены оборудования

          Свв п = 17492535+1224478+1749254+2973731=23439998 руб.

Амортизационные начисления  на вводимое оборудование Аввг, руб, рассчитывается по формуле :

                                                    Авв=

Где Ha  - норма амортизации, принимается 10 (полезный срок службы оборудования 10 лет)

             Аввг =23439998*0,1=2344000руб.

             В таблице 6 представлены результаты расчета стоимости вводимого оборудования и амортизационных отчислений.

Таблица 6 – Результаты расчета стоимости вводимого оборудования и амортизационных отчислений.

Наименование и техническая характеристика оборудования

Общая стоимость оборудования

Норма амортизации

%

Амортизационные отчисления

Всего по цеху

23439998

10

2344000

Мелкое неучтенное оборудование 10%

2344000

6,5

152360

КИП и автоматика 10%

2344000

8

187520

Тех-е мет констр 7%

1640800

10

164080

Трубопроводы и кабели 11%

2578400

20

515680

Зап части 2%

468800

15

70320

Прочие затраты 1,25%

293000

10

29300

Общая стоимость оборудования

33108998

3463260

В таблице 7 представлены результаты расчета капитальный вложений в основные фонды и амортизационных отчислений.

Таблица 7 – Результаты расчеты капитальных вложений в основные фонды и амортизационных отчислений

Группа основных фондов

Первоначальная стоимость основных фондов, руб

Норма амортизации,                     %

Амортизационные отчисления, руб.

Рабочие машины и оборудование

33108998

3463260

Производственный инвентарь, инструменты и приспособления (1,5 % от стоимости оборудования )

496635

9

44697

Прочие непредусмотренные расходы (3% от суммы учтенных капиталовложений )

1008169

3,8

38310

Итого по цеху

34613802

3546267

4.1.2 Расчет инвестиций в оборотные средства

Расчет величины нормируемых оборотных средств цеха достаточно произвести по элементам

-производственные запасы;

-незавершенное производство.

Норматив оборотных средств Hос руб, рассчитывается по формуле:

Hос=Hпз+Hнп                                           (15)

где Hпз  Hнп – величина оборотных средств соответственно в производственных запасах, незавершенном производстве, руб.

Hпзпзсд                                         (16)

где Дп.з – норма производственных запасов, дни принимается 10 дней

     Асд – среднесуточный расход производственных запасов, руб/сут.

Асд=мi                        (17)

где Pзмi – расходный коэффициент  i-го сырья, материалов (данные приводятся в калькуляции себестоимости продукции), т/т

         Цмi  - цена за одну тонну i-того сырья, материалов, руб/т.

         Всут – среднесуточный выпуск продукции , т/сут.

         Ас·д =1,07··315220+0,11··6530+7,1··6,26=18175,9+38,7+2,4=18217 руб

         Hпз=10·18217=182170 руб.

         Норматив незавершенного производства Hнп руб, рассчитывается по формуле:

 Hпз=Bсут·Зн.п·С·Kнр                 (18)

где Знп – длительность производственного цикла, сутки;

С – цеховая себестоимость единицы продукции, руб/т;

Кнр – коэффициент  нарастания расходов, рассчитывается по формуле:

Кн.р =                                    (19)

где Зм – затраты на сырье, руб/т

Сп – полная себестоимость продукции, руб/т

Кнр=

Hнп = 19,4·1·354894·1,02=7022642 руб

Hос = 182170+7022642=7204812 руб.

Общая сумма инвестиций на реализацию предлагаемых мероприятий:

Kнр+Hнпос = 15 млн

4.2 Технико-экономические  показатели проекта отделение молибденового концентрата.

В таблице8 приведены технико-экономические показатели проекта отделения дообогащения молибденового концентрата.

Таблица 8 – Технико-экономические показатели проекта отделения дообогащения молибденового концентрата.

Показатели

Единица измерения

Концентрат с содержанием

Мо 45%

Концентрат с содержанием

Мо 48,1%

Выпуск ферромолибдена

т/год

4440

4594

Суточный выпуск молибденового концентрата

т/сут

21,0

20,0

Содержание молибдена в концентрате

%

45

48,1

Извлечение молибдена из концентрата в ферромолибден

%

92

93,5

Выпуск молибденового концентрата

т/год

6972

6640

Списочная численность рабочих

Чел

-

28

ФОТ

тыс,руб

-

9007,7

Среднемесячная з/п рабочего

тыс,руб

-

26,8

Расход электроэнергии

кВт ч/т

-

90,0

Инвестиции

руб

-

41818614

Прибыль

руб

-

17005142

Срок окупаемости

руб

-

2,46


4.2.1Расчет показателей эффективности инвестиций

     

      Полная себестоимость одной тонны ферромолибдена, произведенного из дообогащенного  молибденового концентрата равна 355000 руб. Валовая прибыль от реализации дополнительного выпуска ферромолибдена будет равна:

П=(Ц-С)·B                      (20)

П=(465317-355000)·154=16988818  

Срок окупаемости капиталовложений

Трок=                              (21)

 

где Трок  - расчетный срок окупаемости капитальных вложений, лет.

К- капитальное вложения на разработку и внедрение мероприятия, руб.

                                        Трок  =    (22)

Срок окупаемости  капиталовложений  с  учетом банковского кредита:

Трок =                           (23)

Трок  =

Коэффициент эффективности капиталовложений:

Ер=                                 (24)

Ер=              

5.Безопосность и экологического проекта

5.1 Безопасность

5.1.1 Анализ условий труда в цехе

          При дообогащении молибденового концентрата кислотной обработкой имеются вредные и опасные производственные факторы, которые необходимо учитывать при работе. Опасными и вредными производственными факторами являются физические и химические факторы.

К физическим факторам относятся:

  •  показатели, характеризующие микроклимат (температура, влажность, скорость движения воздуха, тепловое излучение);
  •  производственный шум, вибрация;
  •  аэрозоли (пыли) преимущественно фнброгенного действия;
  •  освещение - естественное (отсутствие или недостаточность), искусственное (недостаточная освещенность, прямая или отраженная блесткость, пульсация).

Химические факторы - воздействие на организм различных химических веществ, используемых в технологическом цикле.

Опасный производственный фактор - фактор среды или трудового процесса, который может быть причиной острого заболевания или внезапного резкого ухудшения здоровья. В зависимости от количественной характеристики и продолжительности действия вредные производственные факторы могут стать опасными. К опасным факторам также относятся электрический ток, движущиеся части механизмов, машин.

При использовании вредных веществ должны соблюдаться требования, изложенные в «Правилах по охране труда при использовании химических веществ» ПОТ Р М-004-97), утвержденных Постановлением Министерства труда и социального развития РФ от 17 сентября 1997, 44. а также в «Правилах безопасности для производств, использующих неорганические кислоты и щелочи» (ПБ 09-224-98)  утвержденных Постановлением Госгортехнадзора России от 30.06.08 № 39

К основным требование этих «Правил...», соблюдение которых обеспечивает  безопасность производства, относятся:

      Требования производственным (технологическим) процессам;

  •  требования к производственным помещениям;
  •  требования к производственным площадкам;
  •  требования к исходным материалам;
  •  требования к хранению и транспортировке исходных материалов, готовой продукции  и отходов производства;
  •  требования к производственному оборудованию;
  •  требования к размещению производственного оборудования и организации рабочих мест;

-требования к профессиональному отбору и проверке знаний, правил;

  •  требования к применению средств индивидуальной защиты работников. [4]

В процессе дообогащения концентрата в качестве реагентов используется ряд вредных химических веществ, которые при контакте с организмом человека в случае нарушения требований безопасности могут вызвать производственные травмы, профессиональные заболевания или отклонения от нормы в состоянии здоровья. К числу вредных веществ, кроме соляной кислоты, принадлежит также сырье, поступающее на переработку - молибденовый концентрат.

Действие вредных веществ на организм человека зависит от токсичных свойств самого вещества, его концентрации и продолжительности воздействия. Оно может быть местным или общим. При местном воздействии болезненные изменения происходят в месте соприкосновения вредного вещества с тканями человека.

Общее воздействие вредного вещества проявляется после того, как оно посту пило в организм. При этом одни яды действуют в той или иной степени на все органы и ткани человека, другие оказывают преимущественное влияние на некоторые из них, например, центральную нервную систему.

5.1.2 Мероприятия по улучшению условий труда

         Проектом отделения дообогащения молибденового концентрата в условиях ООО «Сорокин ферромолибденовый завод» предусмотрено улучшение качества флотационных концентратов (повышение процентного содержания молибдена, снижение количества легкоплавких соединений, что позволит поднять температуру обжига и. как следствие,

получить обожженный молибденовый концентрат с содержанием серы менее 0.1 %). При получении ферромолибдена это позволит повысить извлечение молибдена из флотационных концентратов в ферромолибден.

К общим мероприятиям по улучшению условий труда при реализации

технологии относится:

  •  применение технологии обработки концентрата, максимально исключающей контакт человека с вредными веществами;
  •  выбор производственного оборудования и коммуникаций, не допускающих выделения вредных веществ в воздух рабочей зоны в количествах, превышающих предельно-допустимые концентрации при нормальном ведении технологического процесса;
  •  применение специального оборудования, указанного в проекте, по улавливанию и утилизации технологических газов, нейтрализация отходов производства, промывных и сбросных вод;
  •  применение оборудования работающего под разрежением и общей воздухообменной вентиляции, обеспечивающей необходимый воздухообмен на всех участках переработки;
  •  осуществление контроля за содержанием вредных веществ в воздухе рабочей  зоны в соответствии с требованиями ГОСТ 12.1.005.
  •  применение средств индивидуальной защиты работающих;
  •  специальная подготовка и инструктаж обслуживающего персонала;

- проведение предварительных и периодических медицинских осмотров имеющих контакт с вредными веществами;

  •  разработка медицинских противопоказаний для работы с конкретными вредными веществами, используемыми в технологии;

-разработка инструкций по работе с вредными веществами и оказанию доврачебной и неотложной медицинской помощи пострадавшим при отравлении. 4]

Для осуществления  указанных мероприятий должны быть:

  •  разработаны нормативно-технические инструкции по безопасности труда при производстве, применении и хранении вредных веществ;
  •  выполнен комплекс организационно-технических, санитарно-гигиенических медико-биологических мероприятий, обеспечивающих безопасные условия труда на каждом рабочем месте согласно проекта.

На установке должны быть установлены емкости с нейтрализующими растворами:

- на участке кислотной обработки - 2 % -ным раствором пищевой соды.

Разработанная документация по безопасности труда и комплекс мероприятий должны обеспечить условия труда, соответствующие действующим санитарным правилам и нормам, гигиеническим нормативам в соответствии с Руководством Р 2.2.755-99 «Гигиенические критерии оценки и классификации труда по показателям вредности и опасности факторов производственной среды, тяжести и напряженности трудового процесса», а также травма безопасность рабочих мест.

 


Заключение

          Основными промышленными объектами ООО «Сорский ГОК» и ООО «Сорский ФМЗ» являются рудник открытых работ, обогатительная фабрика по 'переработке медно - молибденовой руды, цех по производству ферромолибдена и  ряд обслуживающих вспомогательных цехов.

          Готовой продукцией, выпускаемой на заводе, являются флотационный

молибденовый и медный концентраты, обожженный молибденовый концентрат, ферромолибден.

Флотационный молибденовый концентрат имеет низкое содержание вредных примесей, что определяет его высокие потребительские свойства, но в концентрате имеются легкоплавкие соединения, затрудняющие окислительный обжиг. С целью уменьшения их содержания предлагается гидрометаллургический способ дообогащения концентратов. Процесс технологии дообогащения молибденового концентрата проводится в две стадии: стадия выщелачивания и стадия фильтрации и промывки.

            В дипломном проекте был выполнен расчет материального баланса, расчет оборудования всей схемы дообогащения. Результатом этих расчетов стал выбор аппаратов, предназначенных для процесса выщелачивания молибденового концентрата раствором соляной кислоты. Согласно ГОСТ 220680 - 2002 выбран стальной вертикальный цилиндрический аппарат ВЭЭ - 63 - 0,6 - 2 - Г с эллиптическим днищем, эллиптической съемной крышкой и лопастной мешалкой. Номинальный объем аппарата 6,3 м3 . диаметр 1800 мм, высота корпуса 2780 мм. Таких агрегатов будет установлено 4 штуки. Для процесса фильтрации и промывки -согласно ГОСТ 28544 - 90 выбирается автоматический фильтр - пресс с Механическим зажимом ФПАКМ-50. На стадии фильтрации устанавливаются 2 фильтра ФПАКМ-50, на стадии промывки - 2 фильтра ФПАКМ - 25.

            Гидрометаллургическая технология дообогащения молибденовых концентратов является перспективной. При вводе в эксплуатацию отделения дообогащения молибденовых концентратов увеличивается производительность ферромолибденового I завода в целом. Его запуск позволит увеличить содержание молибдена в молибденовом концентрате на 2,0 - 3,0 %, а также повысить извлечение Мо в ферромолибден.

В результате проектирования нового отделения дообогащения на ООО «Сорский ФМЗ» валовая прибыль за счет увеличения выпуска ферромолибдена составит 17,0млн. руб, инвестиции на проектирование отделения составят 41,82 млн. руб.

Критерием оценки эффективности инвестиций является сравнительная оценка ; учетного срока окупаемости инвестиций (2,46 года) с принятым для дипломного проектирования сроком окупаемости инвестиций, который принимается равным 3-4 Годам.

П Коэффициент эффективности капиталовложений сравнивается с принятым, который составляет Е н = 0,33 + 0,25. Ен < Ер = 0,4 , т.е. проектный вариант шлется эффективным.

Список используемых источников

  1.  Тарасов А.В., Уткин М.И. Технология цветной металлургии/ Под  общей редакцией Тарасова. – М.: ТОО «»П – Центр», 1999. – 519с.
  2.  Тарасов А.В. Производство цветных металлов и сплавов. Справочник в 3-х томах Т. 2. Кн. 1. Производство тяжелых цветных металлов.- М.: Металлургия. 2001. – 408с.
  3.  Тарасов А.В. Производство цветных металлов и сплавов. Справочник в 3-х томах Т. 3. Вторичная металлургия тяжелых цветных металлов.- М.:  ИКЦ «Академкнига» 2008. – 448с.: ил.
  4.  Оборудование для предприятий металлургической промышленности. Назарук И.А.  Каталог – справочник.- М.: Металлургиздат 1983.- 583с.
  5.  Лебедев Ю. А. Второе дыхание марафонца (о свинце) - М.: Металлургия, 1990. - 139с.
  6.  Металлургия цветных металлов. Уткин Н. И. Учебник для вузов.- М.: Металлургия  1985.- 216с.
  7.  Металлургия свинца. Романтеев Ю.П., Комков А.А., Быстров С.В., Фёдоров А.Н. Учебное пособие.- М.:  МИСиС, 2005.- 215с.
  8.  Лоскутов Ф.М. Металлургия тяжелых цветных металлов: учебное пособие / Ф.М. Лоскутов. – Часть вторая. – М.: Металлургиздат, 1951. – 352с.
  9.   Гудима Н.В. Краткий справочник по металлургии цветных металлов / Н.В. Гудима, Я.П. Шейн – М.: Металлургия, 1975. – 536с.
  10.  Башенко В.В. Электроплавильные печи цветной металлургии / В.В. Башенко, А.В. Донской, И.М. Соломахин – М.: Металлургия,- 1971. – 320с.
  11.  Захаров А.А. Процессы и аппараты химической технологии / А.А. Захаров, Б.П. Кондауров, Л.Т. Бахшиева – М.: ACADEMIA, 2006. – 522 c.
  12.  Справочник химика. 1 Т. – М.: Госхимиздат, 1968. – 985 с.
  13.  Старк С.Б. Газоочистные аппараты и установки в металлургическом производстве. – М.: Металлургия, 1990 – 400с.
  14.  Техника и технология защиты воздушной среды: учеб.пособие / В.В Юшин [и др.]. – М.: Высшая школа, 2005 – 391 с.
  15.  Гордон Г. М. Пылеулавливание и очистка газов в цветной металлургии / Г.М. Гордон, И. Л. Пейсахов – М.: Металлургия, 1977. – 456 с.
  16.  Белов С.В. Охрана окружающей среды: учебник для вузов / С.В.Белов, А.В. Ильницкая, А.Ф.Козьяков. – М.: Высшая школа, 1991. – 319 с
  17.  Павлов К.Ф. Примеры и задачи по курсу процессы и аппараты химической технологии: учебное пособие для вузов. / К.Ф Павлов, П.Г. Романкова. - 10-е изд. перераб. и доп. – Л.:Химия, 1987. – 576с.
  18.  Лаврик А.Н. Основы менеджмента качества и сертификации. Часть II. Основы менеджмента качества: учеб. пособие / А.Н.Лаврик, Н.В.Пушница, В.Я.Федотов – Новокузнецк: ГОУ ВПО «СибГИУ», 2002. – 203 с.
  19.  .Нохрина О.И. Квалиметрия и управление качеством: учеб. пособие / О.И.Нохрина, Н.В. Пушница, А.В. Кономанина – Новокузнецк: ГОУ ВПО «СибГИУ», 2003. – 210 с.
  20.  .Методические указания к выполнению экономической части диплом-ных проектов: метод. указ./Сост.: Е.П.Юдина, Л.Е. Сидорова: ГОУ ВПО «СибГИУ». – Новокузнецк, 2007. – 40с.
  21.   Белов С.В. Безопасность жизнедеятельности: учебник для вузов / С.В.Белов, А.В. Ильницкая, А.Ф.Козьяков. – М.: Высшая школа, 1999. – 448 с.
  22.  Стадницкий Г.В. Экология: учебник для вузов / Г.В.Стадницкий, А.И. Родионов. – М.: Высшая школа, 1988. – 269 с.
  23.  Черепанов К.А. Промышленная экология: учебник для вузов / К.А Черепанов, М.В.
  24.  Зеликман А.Н Молибден (ТЕКСТ)/ А.Н.Зеликман.-М:Металлургия, 1970-440с.
  25.  Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики / Под ред. О.С Богданова.-            М:Недра, 1984.-386с.
  26.  Справочник химика в 3-х т. Т/ Под ред. Гороновской И.Т. – М Химия, 1966-1070с



 

А также другие работы, которые могут Вас заинтересовать

44275. Выбор источников теплоснабжения, вида теплоносителя и его параметров 739.5 KB
  Определяем расчетную площадь га по формуле 2 где S – площадь здания га. Определяем общее число жителей чел по формуле...
44276. Численное исследование процесса филаментации мощных фемтосекундных лазерных импульсов в турбулентной атмосфере на протяжённых трассах 474 KB
  В воздухе длина филаментов создаваемых импульсами Ti:Spphire лазера достигает сотен метров; их диаметр не превышает 100 мкм интенсивность светового поля в филаменте составляет величину порядка 1013 Вт см2 частотный спектр может перекрывать видимый и простираться в ближний инфракрасный диапазон длин волн При распространении мощного фемтосекундного импульса в условиях турбулентной атмосферы случайные флуктуации показателя преломления инициируют мелкомасштабную самофокусировку При высокой плотности энергии лазерного импульса...
44279. Программный комплекс управления сайтом с использованием «Kohana Framework» 3.3 MB
  Краткие сведения по установке PHP Краткие сведения по установке PHP Движки в подавляющем большинстве случаев программируются на языке PHP тем не менее возможно применение других языков всё зависит от программиста и возможностей хостинга. Kohn это HMVC PHP5 веб фреймворк предоставляющий средства для разработки webприложений.
44281. Государственная регистрация прав на недвижимое имущество и сделок с ним 559 KB
  Цель настоящего исследования состоит в том, чтобы на основе существующих теоретических подходов, действующего законодательства и юридической практики исследовать институт недвижимости, определить тенденции развития и пути совершенствования российского законодательства в части гражданско-правового регулирования недвижимости
44283. Создание 3D моделей в системе «CATIA V5», «Компас-3D» и «Вертикаль» 2.68 MB
  Создание модели детали втулка и операционных заготовок в системе CTI V5.Создание операционных заготовок детали втулка методом логической операции сборки. Например библиотека стандартных изделий позволяет добавлять уже готовые стандартные детали в трехмерные сборки крепежные изделия подшипники элементы трубопроводов шпонки уплотнения а также графические обозначения стандартных элементов на чертежи обозначения отверстий предоставляя возможность задания их параметров. В ходе данной выпускной квалификационной работы...