年处理60万吨电石渣浮选除杂工艺设计

摘要电石渣通常是指电石与水发生反应生成的工业废渣，其主要成分是Ca(OH)2，除此之外还有一些其他的杂质，比如说硅、铁、铝等氧化物以及未完全反应的碳颗粒等。若废弃的电石渣直接进行堆放或填埋，不仅会占用大量的土地造成土壤环境的恶化，而且还对我们的生态环境是有害的。因此，目前电石渣的综合利用成为一个亟待解决的问题。本工程旨在采取浮选法去除掉电石渣中的杂质，主要去除的杂质有碳杂质以及硅杂质，浮选主要是利用电石渣矿物表面物理或化学性质的不同，将其中的碳杂质以及硅杂质分离出来，从而提高电石渣的纯度，为后续电石渣的综合利用创造一些条件。关键词：电石渣；工业废渣；浮选法；浮选药剂；碳杂质；硅杂质AbstractCalciumcarbideslagusuallyreferstoindustrialwastegeneratedbythereactionbetweencalciumcarbideandwater.ItsmaincomponentisCa(OH)2,andtherearealsosomeotherimpurities,suchasoxidesofsiliconironaluminumandincompletelyreactedcarbonparticles.Ifthediscardedcarbideslagisdirectlypileduporburied,itwillnotonlyoccupyalargeamountoflandandcausedeteriorationofthesoilenvironment,butalsobeharmfultoourecologicalenvironment.Therefore,thecomprehensiveutilizationofcarbideslaghasbecomeanurgentproblemtobesolved.Thepurposeofthisprojectistouseflotationmethodtoremoveimpuritiesfromcarbideslag,mainlyincludingcarbonimpuritiesandsiliconimpurities.Flotationmainlyutilizesthedifferentphysicalorchemicalpropertiesofcarbideslagmineralsurfacetoseparatethecarbonimpuritiesandsiliconimpurities,therebyimprovingthepurityofcarbideslagandcreatingsomeconditionsforthecomprehensiveutilizationofcarbideslaginthefuture.Keywords:Calciumcarbideslag；Industrialwasteresidue；Flotationmethod；Flotationreagents;Carbonimpurities;Siliconimpurities.目录TOC\o"1-3"\h\u9507第一章绪论 473111.1设计背景及电石渣的产生 4193491.2电石渣的性质 5205681.3电石渣中杂质对综合利用及环境的影响 5223961.3.1电石渣中杂质对综合利用的影响 5248231.3.2电石渣中杂质对环境的影响 62627第二章主厂房主要设备的选择与计算 855892.1确定工作制度以及处理量 847842.2.1磨机的选择 8234502.2.2一段磨机的选择与计算 10102052.2.3再磨磨机的选择与计算 13240022.2.4分级设备的选择 14319892.2.5水力旋流器的选择 15271112.3浮选车间 17235192.3.1浮选设备的选择与计算 17210542.3.2混合浮选设备的选择与计算 18261732.3.3浮选搅拌槽的选择与计算 20289542.4脱水车间 20141862.4.1浓缩车间 20157322.4.2过滤车间 22141702.5厂房设备一览表 238392第三章工程概况 23116593.1工艺总流程 232023.2电石渣中碳杂质以及硅杂质的脱除 25236543.2.1废渣的预处理 25173363.2.2浆液的调制 27288643.2.3浮选药剂的添加以及浮选分离过程 3031633.2.4最终产品的处理 3211874第四章经济概算 3248534.1主要设备表 32188724.2辅助设备 32273044.3工作人员工资 338221致谢 35第一章绪论1.1设计背景及电石渣的产生我国资源“少油、缺气、煤炭相对丰富”的现状，决定了电石在今后的国民经济发展中具有不可替代的重要作用。首先介绍一下电石渣的产生：电石（CaC2）是一种呈灰黑色或棕黄色的固体，是由生石灰（CaO）和焦炭（C）在高温电弧炉（约为2000℃）中反应生成的，化学反应方程式如下：CaO+3C→CaC2+CO↑反应生成的电石会与水发生反应，迅速生成乙炔气和氢氧化钙。其中乙炔气是重要的工业气体，在多个领域都发挥着重要的作用，例如，在金属加工方面乙炔气可用作高温切割和焊接；在化工合成方面乙炔气是合成多种化工产品的关键原料，例如聚氯乙烯、醋酸；除此之外乙炔气也可用作合成一些新兴材料，例如碳材料。电石与水发生反应的方程式如下：CaC2+2H2O→C2H2↑+Ca(OH)2电石渣浆液经过蒸发和烘干后得到电石渣。我所选用的工艺是浮选法除去电石渣中的硅和铁，提高电石渣的纯度，为后续综合利用创造条件。1.2电石渣的性质电石渣的物理性质：电石渣通常是呈灰白色或灰黑色，可能带有轻微刺激性；粒度分布的主体区间为1-200μm，其中细颗粒（粒径<10μm）占比10-30%，中颗粒（粒径处于10μm-100μm），占比60-80%，粗颗粒（粒径>100μm）占比5-15%；孔隙率为40%-60%电石渣的化学性质:电石渣的主要化学组成如下ADDINNE.Ref.{C1182E8B-2DAA-4735-ADA1-9D1433247279}[1]：80-90%CaO，1-20%SiO2，0.20-1.50%Fe2O3，1-3%Al2O3，0.10-1.50%MgO，1-2%C通过查阅文献得知硅元素质量分数3．14%，赋存形态为二氧化硅和铝硅酸盐碳元素的质量分数为1%-2%，计碳元素的含量为1.5%1.3电石渣中杂质对综合利用及环境的影响1.3.1电石渣中杂质对综合利用的影响电石渣中含有微量的杂质，因此在资源化利用或生产高附加值产品时，会导致生产的产品附加值变低，从而使电石渣的利用率变低。当电石渣中夹杂着部分硅铁等难以磨碎和燃烧的杂质时，不仅会增加煤的燃烧量，还会限制其资源化的综合利用；又如电石渣中的Al、Mg通常以硅酸盐形式存在，虽然其含量比较低，但仍会对电石渣制备高附加值的产品产生不可忽略的影响，当使用电石渣制备高纯氧化钙、纳米碳酸钙时，这些杂质的存在会阻碍产品晶核的形成，并且还会阻碍晶体的增长速度；电石渣中还含有一些还原性杂质，例如S2-，这些还原性杂质在脱硫过程中，可能会阻碍脱硫石膏的结晶与氧化，使氧化反应的启动时间延长，氧化速率降低，影响产生的石膏的品质，带来二次污染；若电石渣中夹杂乙炔气等气体，会对运输以及生产带来安全隐患。综上，杂质的存在对电石渣资源化应用影响重大。因此，需要采用合适的方法，脱除电石渣中的杂质，为电石渣后续的综合利用提供条件。1.3.2电石渣中杂质对环境的影响电石渣中的杂质，例如硅、铁、铝等氧化物以及未反应的一些碳颗粒以及其中一些潜在的重金属元素，若未经妥善处理，可能会对土壤、水体以及大气环境造成多种危害。对土壤的危害：杂质类型对环境的影响作用机制强碱性（Ca（OH)2)导致土壤pH急剧升高；破坏土壤微生物群落；植物根系受损，营养失衡Ca（OH)2溶解后释放氢氧根离子，导致土壤板结，Fe、P等营养元素固定化，作物无法吸收可溶性盐类土壤盐渍化，抑制植物的生长钠离子、钾离子等盐分随渣渗滤液迁移，增加土壤电导率重金属（As、Cd）土壤累积毒素，污染农产品若原料电石含重金属，其在碱性环境中可能形成氢氧化物沉淀，但遇酸雨会重新溶解释放对水体的危害：污染途径对环境的影响作用机制高pH渗滤液使水体pH升高，鱼类及水生生物大量死亡，破坏水生生态系统Ca（OH）2溶解导致水体碱化，影响生物酶活性和渗透压平衡悬浮物（SS）使水体浑浊度增加，阻塞鱼类呼吸细颗粒长期悬浮，阻碍光合作用，降低溶解氧的浓度重金属迁移造成地下水污染碱性条件下重金属虽部分沉淀，但酸性废水或雨水可能会引发二次释放对大气环境的危害：杂质行为对环境的影响作用机制粉尘PM10或PM2.5污染；引发呼吸道疾病干燥电石渣扬尘含Ca（OH）2微颗粒，吸入后刺激肺部碳颗粒的自燃造成局部火灾风险，释放CO2和粉尘未反应的碳在堆积中可能氧化发热，引发自燃（尤其是在夏季高温的环境）综上所述，为减少电石渣中的杂质对环境的影响，我们就需要采取合适的手段去除电石渣中的杂质。1.4电石渣除杂工艺现状根据国内外对电石渣除杂的研究现状，电石渣除杂工艺可以分为两大类：化学分离工艺和物理分离工艺ADDINNE.Ref.{F49197FC-A0CB-4AA7-8B9C-E3B04F4C3402}[2]。化学分离工艺：化学法提高电石渣的纯度的原理主要是因为电石渣中硅等氧化物在碱性条件下较难溶于水。电石渣的主要成分是Ca（OH)2，使用化学试剂氯化铵与电石渣进行反应，电石渣中的钙成分会与氯化铵发生化学反应生成氯化钙，然后通过过滤将其中不溶性的杂质，例如说SiO2等除去，再向电石渣溶液中加入碳酸钙作为沉淀剂，将其中的钙质成分转化成不溶性的钙盐，脱除水分就可以得到较为纯净的钙质物质。经过化学分离工艺得到的钙质物质的纯度较高，但是由于其在除杂过程中需加入过多的化学药剂，从而使得除杂工艺流程长，所需时间长，成本高且可能会产生NaCl等，从而导致二次污染等缺点限制其较大规模的生产。物理分离工艺：物理分离主要是通过过滤、沉降等手段，使电石渣中的杂质得到富集从而达到提纯的目的。目前常用的技术有：水选、筛分、磁选、风选；水选：水选技术的原理是利用电石渣中不同物质成分密度也不相同的特点，从而实现杂质的沉降分级。水选分离器是最常用的水选分离设备。该分离工艺具有占地面积小、处理量大等优点，缺点是因为该分离工艺需要以水作为介质，因此分离之后的产物需要进行脱水干燥，因此成本比较高，不适宜大规模的生产使用。筛分：是利用电石渣中不同颗粒之间流动性以及粒度大小的差异，通过震动、往复等动作使电石渣物料通过不同尺寸的筛板，从而实现颗粒的分级分离，常使用的设备有固定筛、摇动筛、圆桶筛等设备。但是筛分只适用于较大颗粒分离，不适用于较细颗粒的分离。风选ADDINNE.Ref.{ECF6E3FE-C209-4DA3-80A7-2CABFB570456}[3]：是利用电石渣不同组分之间的密度和体积差异，在旋风设备中利用旋转的离心力来达到杂质组分分离的目的。目前常用的设备有风选机、旋风管、旋风分离器。风选机可分离出密度较小的物料颗粒，但其受风力条件的制约较大，较难大规模的生产。磁选：是利用物料本身的磁性，利用磁选机设备将需要分离的电石渣混合物中带有磁性的颗粒吸附出来，从而达到分离提纯的目的。目前较常用的磁选设备是弱磁场磁选机和强磁场磁选机。虽然磁选的分离效果较好，但是它只适用于带有磁选的物料的分离，适用范围比较小，较难大规模的使用。综上所述，无论是物理分离工艺中的磁选、水选、筛分、风选以及化学分离工艺都有其各自的优缺点，我们工艺采用的是浮选法除杂，浮选法的设备投资和运行成本比较低，对于大规模的处理来说，经济性优于以上几种几种处理方法且浮选工艺相对来说比较成熟，工艺参数容易控制，稳定性好，因此适用于大规模的生产使用。主厂房主要设备的选择与计算2.1确定工作制度以及处理量年处理60万吨电石渣浮选除杂所用的设备有球磨机、水力旋流器、浮选机、浓缩机、压滤机等。假设一年工作330天，每天3班，每班8小时，则年作业率为330×则每小时的处理量为Q=600000330×32.2磨矿车间2.2.1磨机的选择（1）单位磨机容积处理量的计算：通过查阅选矿设计手册ADDINNE.Ref.{C7C4AD98-05A0-44D5-A6BD-9B87CA5EEE7E}[4]得知计算公式如下：式中：——设计磨机按新生产级别（一般为-0.074mm粒级）计的单位容积处理量，t/(m3·h)；——生产磨机按新生产级别（一般为-0.074mm粒级）计的单位容积处理量，t/(m3·h)；可按下式计算：式中：——工业实验或生产磨机一台的处理量，t/h；——工业实验或生产磨机给矿中-0.074mm粒级含量，%；——工业实验或生产磨机产品中-0.074mm粒级含量，%；——工业实验或生产磨机的有效容积，m3；——矿石相对可磨性系数，当取自工业实验或同一矿石的生产指标时，=1.0；——磨机直径校正系数，可按下式计算或查阅相关文献获取：、——分别为设计选用磨机直径和其衬板厚度，m；、——分别为工业实验或生产磨机直径和其衬板厚度，m；——磨机形式校正系数，——磨机给矿和产品粒度差别系数；——在设计给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量，可参考相关文献获取；——在工业实验或生产给矿和产品粒度条件下，磨机相对处理量，可参考相关文献获取；磨机处理量的计算：查阅选矿设计手册ADDINNE.Ref.{F89B4B9B-1A41-460A-A162-F5CD6E5A7433}[5]可知磨矿机的处理量计算公式如下：式中：——设计磨机一台的处理量，t/h；——设计磨机按新生成级别（一般为-0.074mm粒级）计的单位容积处理量，t/(m3·h)；——设计磨机一台的有效容积，m3；、——分别为设计磨机给矿中-0.074mm含量和其产品中-0.074mm含量，%；磨机台数的计算：查阅选矿设计手册可知磨矿台数的计算公式如下：式中：——磨机台数，台；——设备流程中磨矿回路给矿量，t/h；——选用磨机的一台处理量，t/h。通过查阅选矿设计手册ADDINNE.Ref.{DD2650E2-448A-412E-8B90-0E57AC5FF2BC}[5]得知：要求磨矿粒度达到-200目占比90%，也及0.074mm占比90%，需进行二次磨矿才能达到相关要求。2.2.2一段磨机的选择与计算单位磨机处理量的计算，根据现场所用设备以及查阅相关文献ADDINNE.Ref.{24DE6337-110B-4AD4-AAAB-FE7C97611000}[5]得，现场多采用的是型号为MQG3236型号的湿式格子型球磨机，可得到相关数据如下：处理量q0=55t/h，有效容积V=24.8m3，给矿中-0.074mm粒级含量β1=8.99—15.53%，计为12.26%磨机产品中-0.074mm粒级含量β2=50%本设计方案通过比较以下球磨机型号，拟采用型号为MQG3235型的湿式格子型球磨机，计算如下：=1.0；通过查阅选矿设计手册ADDINNE.Ref.{E192AD00-8AE3-4FF7-BC29-DB607C565B61}[5]得知、分别为设计磨机给矿中-0.074mm含量和其产品中-0.074mm含量球磨机台数约取两台。计算设备负荷率：以下为各个型号的磨矿机的相关参数：MQY湿式溢流型球磨机相关参数（数据来源于河南省荥阳市矿山机械制造厂）：型号规格进料粒度（mm）出料粒度（mm）最大装球量（t）筒体转速（r/min）电机（Kw）处理量（t/h）重量（t）Φ1500×3000≤250.047-0.4929753.3-8.214.12Φ1500×4500≤250.047-0.413.529904.5-1220Φ1500×5700≤250.047-0.417291102.6-1.421.5Φ1830×4500≤250.047-0.42023.861554-1932Φ1830×7000≤250.047-0.431.525.32107-2236.5Φ2100×3600≤250.047-0.420222107.6-2842Φ2200×3600≤250.047-0.42521.72455.3-3244Φ2200×7000≤250.047-0.44621.738015-3863Φ2400×3600≤250.047-0.42821.33208-6047Φ2400×4500≤250.047-0.43521.33808.5-6070.5Φ2700×3600≤250.047-0.44021.640012-9091.3Φ2700×4500≤250.047-0.44821.643012-100102Φ3200×4500≤250.047-0.460.518.363095-110155Φ3200×6400≤250.047-0.48618.31000100-150165Φ3600×4500≤250.047-0.47617.3100031-170200Φ3600×6000≤250.047-0.4102.517.3125040-190230MQG湿式格子型球磨机相关参数（数据来源于鑫海矿业技术装备）：型号筒体直径（mm）筒体长度（r/min）电机型号电机功率（kW）有效容积（m3）最大装球量（t）重量（kg）MQG0909900900Y225S-818.50.450.964620MQG09189001800Y225M-8220.91.925340MQG121212001200Y225M-8221.142.411438MQG122412002400Y315S-8552.283.9613200MQG151515001500JR115-8602.5513700MQG153015003000JR125-89551018690MQG212221002200JR128-81556.61545400MQG213021003000JR137-821092045790MQG243024003000JR1410-828012.122.567000MQG272127002100JR1410-828010.72463000MQG272727002700JR148-831013.82968530MQG273627003600TDMK400-32/215040018.44198020MQG323132003100TDMK630-3663022.545115103MQG323632003600TDMK630-3663024.858119012MQG324532004500TDMK800-3680032.865137589MQG363936003900TDMK1000-36/3600100036.275145000MQG364536004500TDMK1250-40125041.890159700MQG365036005000TDMK1400-40140046.496158000MQG366036006000TDMK1600-40160055.7120189000MQG406040006000TDMK1700-30170069.8137214000MQG456045006000TDMK2300-30230087158294000MQZ节能轴承式传动球磨机相关参数（郑矿机械）：型号规格筒体尺寸（m）转速（r/min）装球量（t）给矿粒度（mm）排矿粒度（mm）产量（t/h）功率（kW）重量（t）MQZ12241.2×2.4314.80-200.074-0.60.4-6.83713.43MQZ12451.2×4.5315.20-200.074-0.61.6-124517.4MQZ15301.5×3.027.58.10-250.074-0.42.9-16.56518.6MQZ15571.5×5.729.2150-250.074-0.44-259524.54MQZ16451.6×4.527.5140-250.074-0.44-249526MQZ18361.8×3.623.9110-250.074-0.48-4013233MQZ18641.8×6.423.918.50-250.074-0.48-6015535.6MQZ21302.1×3.023.819.80-250.074-0.46.5-3615545MQZ21362.1×3.623.8270-250.074-0.48-6115546.8MQZ22652.2×6.521.6280-250.074-0.48-3521062MQZ24302.4×3.02222.50-250.074-0.47-9221067MQZ24362.4×3.622280-250.074-0.47-9521073MQZ24652.4×6.522360-250.074-0.47-11026076MQZ27362.7×3.621.9390-250.074-0.413-14031077MQZ27452.7×4.521.9430-250.074-0.413-15032091MQZ28362.8×3.620420-250.074-0.415-14031094.2MQZ30603.0×6.019700-250.074-0.4100-145630155MQZ32453.2×4.518.6650-250.074-0.4100-145630126MQZ32603.2×6.018.6860-250.074-0.4120-150800176MQZ36453.6×4.517.8900-250.074-0.4120-2201000159.7MQZ36603.6×6.017.81200-250.074-0.450-23012501892.2.3再磨磨机的选择与计算（1)单位磨机处理量的计算，根据现场所用设备以及查阅相关文献ADDINNE.Ref.{360F197E-AA67-4ABB-B280-212FFD9D5536}[5]得，现场多采用的是型号为MQY3236型号的湿式溢流型球磨机，可得到相关数据如下：处理量q0=26t/h，有效容积V=26.2m3，给矿中-0.074mm粒级含量β1=8.99—15.53%，计为12.26%磨机产品中-0.074mm粒级含量β2=90%本设计初步确定采用型号为MQY1530型号的湿式溢流型球磨机，下面进行计算验证：=1.0；通过查阅选矿设计手册得知、分别为设计磨机给矿中-0.074mm含量和其产品中-0.074mm含量球磨机台数约取3台。计算设备负荷率：2.2.4分级设备的选择查阅选矿厂设计手册ADDINNE.Ref.{B74B8DD0-1A4B-4169-B217-B8351CEFF086}[6]得知一段磨矿分级采用的是相关的分离设备，参考类似选矿厂的分级情况，本设计的分级设备采用的是高堰式双螺旋分级机。下面进行计算：（1）计算分级器的相关规格，查阅选矿厂设计手册得知计算公式如下：式中：D——分级机螺旋直径，m；——按溢流中固体重量计的处理量，t/h；m——分级机螺旋个数；——矿石密度校正系数；——分级粒度校正系数。查阅选矿厂设计手册可知：矿石密度校正系数K1值矿石密度t/m32.002.302.502.702.803.003.303.504.004.50K10.650.800.901.001.051.151.301.401.651.90分级粒度校正系数K2K2’值分级溢流粒度（d）mm1.170.830.590.420.300.200.150.100.0740.0610.0530.044K22.502.372.191.961.71.411.000.670.46K2’3.002.301.611.000.720.550.36因为已经确定分级设备使用的是高堰式双螺旋分级机，故m=2，电石渣的密度较小，故K1选取0.65分级粒度校正系数为K2=0.46，则直径约为4m故选用两台2FLG-2400型的高堰式双螺旋分级机（设备来源于鑫海矿业技术设备）。2.2.5水力旋流器的选择参考类似选矿厂的设计情况，再磨矿分级选用水力旋流器，水力旋流器在选矿厂用作磨矿回路的分级工作。查阅选矿设计手册ADDINNE.Ref.{9DCDA147-1222-4120-B70A-5B58CF222A2C}[6]可知：旋流器直径的计算：式中：——按给矿体积计的处理量，/h；——水力旋流器锥角修正系数，计算公式为：α——水力旋流器的圆锥角，（°），当α=10°时，Kα=1.15，当α=20°时，Kα=1.10——水力旋流器直径修正系数，计算公式为：——给矿口当量直径，cm，计算公式为，——分别为给矿口宽度和高度，cm；——旋流器给矿口工作压力，MPa；——溢流管直径，cm；——旋流器筒体直径，cm；根据相关粒度要求（-200目占比90%，≤0.074的颗粒占比90%），查阅选矿设计手册，得知水力旋流器主要技术参数如下：水力旋流器主要技术参数水力旋流器直径D（mm）锥角α（°）处理量Vm3/h（P0=0.01MPa）溢流中最大粒度㎛给矿管直径cm溢流管直径cm沉沙口直径cm25100.45-0.980.60.70.4-0.850101.8-3.6101.20.130.6-1.275103-1010-201.72.20.8-1.715010；2012-3020-503.2-4.04-51.2-3.42502027-7030-1006.582.4-7.53602050-13040-1509.011.53.4-9.650020100-26050-20013164.8-1571020200-46060-25015204.8-20100020360-90070-28021257.5-25140020700-180080-300303815-362000201100-360090-330425225-50初步选择水力旋流器直径D=500mm的水力旋流器，锥角α=20°，处理量为100-260m3/h，给矿口直径为13cm，溢流管直径为16，沉沙口直径为4.8-15cm。则水力旋流器的直径的修正系数为：当α=10°时，Kα=1.15，当α=20°时，Kα=1.10。由此得知水力旋流器锥角的修正系数为1.10。直径mm分离粒度㎛给矿沉砂浓度%溢流浓度%分级效率%小于分级粒度的含量%计示压力kPa浓度%干矿量t/d矿浆体积m3/d沉砂溢流5007449-68.615-20340-3602000-250050-6010-1575-8520-3095-982503768.6-88.210-1570-80600-70045-558-1060-7010-3090-9512519147-1966-1235-40250-30030-505-875-8015-2092-987510196-2455-87.5-8.580-9020-303-565-7015-3092-95查阅选矿设计手册，得到云锡水力旋流器的相关工艺参数如下：得旋流器给矿口工作压力即计示压力为49-68.6，计为58.8kPa=0.0588MPa。给矿体积计的处理量为137.16/h，每小时的处理量为Q=600000330×3×8=6000002.3浮选车间下图为选矿厂的整体流程图：由图可知，浮选碳杂质采用的是“一粗一精一扫”工艺，浮选硅杂质，采用的也是“一粗一精一扫”工艺。2.3.1浮选设备的选择与计算浮选机槽数的计算与确定：其中：——浮选机计算台数，台；——进入该作业的矿浆量，，；——处理量不均衡系数，当浮选前为球磨时，为自磨时；——设计作业矿浆量（包括返矿），t/h；——矿浆液固比（重量）；——矿石密度，t/m3；——设计浮选时间，min，；——试验浮选时间，min；——分别为试验及设计选用浮选机的充气量，，本设计采用充气量为0.25m3/h；——浮选时间调整系数，一般；——设计选用浮选机的几何容积，m3；——浮选机有效容积系数。对有色金属矿石K=0.8~0.85，对于铁矿石K=0.65~0.75，泡沫层厚时取小值，反之取大值。2.3.2混合浮选设备的选择与计算查阅选矿设计手册ADDINNE.Ref.{10634E60-CCBF-47E0-834B-C10AC478AA04}[6]，结合相似选矿厂及现场指标，初步确定粗选作业浮选时间为9min，精选作业浮选时间为5min，扫选作业浮选时间为9min，混合浮选作业浮选时间为23min。本设计工艺需去除两种杂质，且属于串联运行，因此浮选设备选型是不同的。选别作业矿浆体积V（m3/h)浮选时间t（min)粗选浮选1120.259精选浮选130.065扫选浮选190.199粗选浮选290.199精选浮选222.555扫选浮选267.649根据以上表格计算粗选浮选机槽数及实际浮选时间查阅相关文献（1）初步选定型号为XCF-8的浮选机作为第一步粗选浮选作业的浮选设备：V=8m3，查阅文献可知，碳杂质的浮选机有效容积系数为K=0.65-0.75则约取4台用于粗选作业，实际的浮选时间为：VKnW=t=，约为10min初步选用型号为XCF-1的浮选机作为精选浮选1浮选作业的浮选设备：则V=1m3，由以上数据可得碳杂质的浮选机的有效容积系数为0.65-0.75，则约取4台用于精选作业，实际浮选时间为：t=5.19，约为5分钟初步选用型号为XCF-8的浮选机作为扫选浮选1浮选作业的浮选设备：V=8m3，K=0.65-0.75，则：约取3台用于扫选作业，实际浮选所用时间为t=10.43min，约为10min。通过查阅相关文献，只硅的浮选机有效容积系数为K=0.7初步选定型号为XCF-8型的浮选机作为粗选浮选2浮选作业的浮选设备：则可知V=8m3，K=0.7，则：约取3台用于粗选作业，实际浮选时间由上式可得：t=11.06min，约为11分钟。初步选定型号为XCF-1型浮选机作为精选浮选2浮选作业的浮选设备：则可知V=1m3，K=0.7，则：则约取3台用于精选作业，实际浮选时间由上式可得为t=5.59，约为6min。（6）初步选定型号为XCF-8型浮选机作为扫选浮选2浮选作业的浮选设备：则可知V=8m3，K=0.7，则根据公式可得：则约取2台用于扫选作业，实际浮选时间为t=9.937，约为10min。2.3.3浮选搅拌槽的选择与计算通过查阅选矿设计手册可知：式中：V——搅拌槽容积，m3；q——进入搅拌槽的设计流程量，t/h；R——矿浆的液体与固体重量之比；ρ——矿石密度，t/m3；K1——处理量不均衡系数，浮选前为球磨时K1=1.0；浮选前为自磨时K1=1.30；t——搅拌时间，min。得：K1=1.0q=112.32t/hR=1.48Ρ=1.9t/m3K1=1.0t=5min（根据现场的生产实践经验可得）带入公式得：故选用一台XB-3000型的搅拌槽，具体参数性能见下图（数据来源于中能矿机）：型号规格mm有效容积m3叶轮直径mm叶轮转数r/min传动电机重量t型号功率XB-3000Φ3000×300019.1700210Y225S-818.55.192.4脱水车间2.4.1浓缩车间浓缩机的选择与计算：查阅选矿设计手册可知：若按浓缩机单位面积处理量q计算，计算浓缩时所需要的浓缩机的总面积为：A=G式中：A——表示需要的浓缩机的总面积，m2；G——给入浓缩机的固体量，t/d；q——单位面积处理量，t/（m2∙d），一般根据工业性或模拟实验选取，若无实验数据可参照类似选矿厂的实际生产指标选取；（1）电石渣中碳杂质所占质量分数为：1.5%，假设一年工作330天，每天3班，每班8小时，则年作业率为330×则每小时的处理量为Q=600000330×3q=1-2t/（m2∙d），取q=1.5t/（m2∙d）则A=14.032m2浓缩机的直径为：D=1.13×=1.13×3.75=4.24m=4240mm则选用一台型号为NZSG-5高效化改造浓缩机，备用一台，一用一备。相关参数如下（数据来源于鑫海矿业技术设备）型号池直径mm池深度mm沉降面积m2处理能（t/d）电机型号电机功率（kw）钢槽体重量（kg）重量（kg）NZSG-5500029561616-90Y90L-41.551607908（2）电石渣中硅杂质所占质量分数为：3.14%，则进入浓缩机中的固体的量为G=1818.24×87.85%×87.85%×3.14%=44.06t/d，浓缩机单位面积处理量为q=1-2t/（m2∙d），取q=1.5t/（m2∙d）则A=29.37m2浓缩机的直径为D==6124.6mm则选用一台型号为NZSG-7高效化改造浓缩机，备用一台，一用一备，共两台。相关参数如下（数据来源于鑫海矿业技术设备）型号池直径mm池深度mm沉降面积m2处理能（t/d）电机型号电机功率（kw）钢槽体重量（kg）重量（kg）NZSG-77000300038.5140Y112M-62.28800138622.4.2过滤车间通过查阅选矿设计手册可知，过滤机工作台数：，其中：n——过滤机台数；G——需过滤的干精矿量，t/h；F——需要的过滤机面积，m2；q——过滤机单位面积的处理量，t/(m2∙h),一般应从工业试验，半工业试验直接测得或按照过滤实验资料计算得到，若无实验数据，可参考类似选矿厂生产指标选取。（1）计算碳精矿所用得过滤机：计算如下：G=1818.24×87.85%×87.85%×1.5%=21.049t/d=0.88t/h通过查阅文献得知浮选精煤时圆盘真空过滤机单位面积上得处理量q=0.2-0.3t/（m2/h），计q=0.25t/（m2·h）假设选用型号为SPG9/2型圆盘真空过滤机，则F=9m2则约取1台型号为SPG9/2型圆盘真空过滤机，备用一台，一用一备，共两台。相关参数如下所示（上海山美环保装备有限公司）：型号过滤面积m2过滤盘数圆盘转速（r/min）过滤盘直径mm驱动电机重量（T）型号功率（KW)SPG9/2920.08-1.891800Y90L-61.13.4（2）计算硅精矿所用的过滤机，计算如下：G=1818.24×87.85%×87.85%×3.14%=44.06t/d=1.84t/h通过查阅文献得知浮选硅精矿时q=1.1t/（m2h）假设选用型号为SWG-3型筒形外滤式过滤机，则F=3m2则约取1台型号为SWG-3型筒形外滤机，备用一台，一用一备，共两台。相关参数如下所示（上海山美环保装备有限公司）：型号过滤面积m2筒体真空计示压力kpa抽气量鼓风指示压力kpa鼓风量处理能力电动机重量（T)筒体搅拌机规格mm转速（r/min）型号功率kW型号功率kWSWG-33Φ1600×7100.156-1.5660-800.5-210-300.2-0.41.2YCT132-4B1.5XWD0.8-4-590.82.42.5厂房设备一览表作业名称设备类型设备型号台数(台）功率（kW）价格（万元）球磨作业湿式格子型球磨机MQG32352310700球磨作业湿式溢流型球磨机MQY1530375240分级作业高堰式双螺旋分级机2FLG-2400252104分级作业水力旋流器XCIIF5502/1浮选作业浮选机XCF-81223.5120浮选作业浮选机XCF-176.2535浮选作业搅拌槽XB-3000118.56脱水作业高效化改造浓缩机NZSG-521.524脱水作业高效化改造浓缩机NZSG-722.234脱水作业圆盘真空过滤机SPG9-221.180脱水作业筒形外滤机SWG-321.525第三章工程概况3.1工艺总流程电石渣浮选除杂工艺旨在去除掉其中的二氧化硅以及碳颗粒等，提高其主要成分Ca（OH)2的含量，为后续的资源化利用或生产高附加值产品创造条件。本工艺是以“年处理60万吨电石渣浮选除杂”作为最终目标，整体工艺流程为废渣的预处理→调制浆液→添加浮选药剂→浮选分离→最终产品的处理。假设一年工作330天，则日处理量为1818t/d，每天3班，每班8小时，则年作业率为330×3×8365×3×8=90.41%则每小时的处理量为Q=600000330×3×8=6000007920=75.76t/h。首先是进行电石渣的预处理：对电石渣进行晾晒和烘干等操作，降低电石渣中水分的含量，含水量大致控制在10%以下为宜，使用型号为MQG3235型号的湿式格子型球磨机和型号为MQY1530型号的湿式溢流型球磨机进行一次磨矿和再磨矿，磨矿浓度控制在60-65%，采用大球破碎与小球研磨相结合对电石渣进行磨矿，并配套型号为2FLG-2400型号的高堰式双螺旋分级机以及型号为XCⅡF550的水力旋流器（直径500㎜给料口压力为0.03-0.4MPa），溢流细度-200目占比70%，底部返回进行重新研磨，最终达到规定的粒度要求（-200目占比90%）。在浮选槽中将磨矿之后的电石渣与水进行混合，制成一定浓度的矿浆，通过查阅文献可知矿浆的浓度一般控制在25-33%取25%，在矿浆中添加六偏磷酸钠，防止颗粒团聚，选择水玻璃做抑制剂，来抑制石英的上浮，再向浆液中加入该设计工艺的整体流程如下图所示：3.2电石渣中碳杂质以及硅杂质的脱除3.2.1废渣的预处理首先对废渣进行晾晒和烘干等操作，使废渣中的水分降低到10%以下，再使用磨矿机对其进行研磨，磨矿时矿浆浓度控制在61%-65%，通过查阅选矿设计手册可知年处理60万吨电石渣浮选除杂所用的设备有球磨机、水力旋流器、浮选机、浓缩机、压滤机等。假设一年工作330天，每天3班，每班8小时，则年作业率为330×则每小时的处理量为Q=600000330×3磨矿分级流程的计算：一段磨矿分级流程的计算：通过查阅选矿厂设计手册，得C1=350%q4=q1=75.76t/hq5=q4C1=75.76t/h×350%=265.16t/hq2=q1(1+C1)=340.92t/hq3=q2=340.92t/hγ1=γ4=100%γ2=q2/q1=450%γ3=γ2=450%γ5=C1=350%二段分级流程的计算：C2=300%碳杂质的量：q15=q24=75.76×1.5%=1.14t/h查阅相关文献可得到如下数据：硅杂质的量为：q15=q24=75.76×3.14%=2.38t/h查阅相关文献可得到如下数据：3.2.2浆液的调制查阅选矿设计手册可知调浆过程的计算公式如下所示：（1）作业和产物固液比式中：——各作业和产物液固比；——各作业和产物浓度，%。（2）作业和产物水量式中：——各作业和产物水量，m3/h；——各产物矿量，t/h；——各作业和产物液固比。（3）各作业补加水量式中：——各作业补加水量，m3/h；——各作业水量，m3/h；——各作业产物排出总水量，m3/h。（4）矿浆体积其中：——各作业矿浆体积，m3/h；——各产物矿量，t/h；——各作业和产物液固比；——各产物密度，t/m3。（5）过程耗水量其中：——选矿厂工艺过程耗水量，m3/h；——选矿厂排出水量，m3/h；——原矿水量，m3/h。（6）总耗水量=（1.10～1.15）其中：——选矿厂总耗水量，m3/h；——选矿厂工艺过程耗水量，m3/h。（7）每吨矿石耗水量其中：——处理每吨矿石单位耗水量，m3/h；——选矿厂总耗水量，m3/h；——处理矿石量，t/h。根据选矿的相关考察可得知以下数据：C1=97.5%（原矿）C2=75%（一段磨矿作业）C4=40%（一段分级溢流）C5=80%（一段分级返砂）混合浮选流程：C6=35%（粗选作业）C7=40%（粗选精矿）C8=25%（一精作业）C9=40%（一精精矿）C10=25%（二精作业）C11=41%（二精精矿）C14=35%（一扫精矿）C15=30%（二扫精矿）计算作业和产物固液比：计算作业和产物水量：其中碳杂质所占百分比为1.5%，则q1=75.76×1.5%=1.14t/h硅杂质所占百分比为3.14%，则q2=75.76×3.14%=2.38t/h磨矿时的矿浆浓度控制在61%-65%，取中间值63%，气浮时的矿浆浓度控制在25%-33%，计25%。3.2.3浮选药剂的添加以及浮选分离过程本设计需要去除掉杂质碳以及杂质硅。首先在矿浆中添加六偏磷酸钠，防止颗粒团聚，选择水玻璃做抑制剂，来抑制石英的上浮，再向浆液中加入松醇油做起泡剂，以硫酸作为浆液pH调整剂，用煤油做捕收剂，在型号为XCF-8型ADDINNE.Ref.{AFA12263-1160-44CA-9492-AA5F5BC22585}[7]的浮选机中捕获矿浆中的碳杂质，用旋转式刮板（刮板深度为5-10㎝，转速为3-5r/min）刮出泡沫层，将泡沫层中捕获的碳杂质在型号为XCF-1的浮选机中进行进一步的精选，提高碳杂质的纯度，再将浆液在型号为XCF-8浮选机中进行扫选，对浆液中残留的碳进行捕获，之后浆液进入下一浮选机中，在型号为XCF-8中向浆液中加入醚醇类起泡剂，十二胺做捕获剂，捕获矿浆中的硅杂质，在型号为XCF-8型浮选机中进行浮选，用旋转式刮板（刮板深度为5-10㎝，转速为10r/min）刮出泡沫层，捕获的硅在型号为XCF-1进行进一步精选，提高硅杂质的纯度，剩余浆液在型号为XCF-8型浮选机中进行进一步的扫选。利用高效浓缩机对尾矿浆进行浓缩。其中XCF-8单槽容积为8m³，处理能力为3.0-8m³/min。以下为浮选设备中所用的设备：选别作业矿浆体积V（m3/h)浮选时间t（min)浮选所用设备型号台数（台）粗选浮选1120.2510XCF-83精选浮选130.065XCF-14扫选浮选190.1910XCF-83粗选浮选290.1911XCF-83精选浮选222.556XCF-13扫选浮选267.6410XCF-82浮选碳杂质：浮选技术主要是依靠向矿浆中添加药剂的选择性的作用，从而使的碳杂质与电石渣的表面产生疏水性的作用，从而实现碳杂质的分离。它会使碳杂质吸附在气泡上，上浮到浆液表面，形成泡沫层，从而得到碳精矿，而电石渣中的其他杂质不会吸附在气泡上，从而形成尾矿。其中药剂的添加量尤为重要，一是要保证选择高效的浮选药剂，二是要保证向矿浆中添加的浮选剂的药量要适当，以达到最佳的浮选效果。该设计选择松醇油做起泡剂，硫酸作为浆液pH调整剂，以调整浆液的pH，用煤油做捕收剂，XCF-8型的浮选机中捕获矿浆中的碳杂质。其中碳杂质占比1.5%，则碳杂质的量为600000×1.5%=9000t其中药剂的添加量通过查阅相关文献ADDINNE.Ref.{535D4920-7230-42F7-9E50-EDB61011D2A4}[8]得，煤油的添加量为320g/t，水玻璃为500g/t，进行精选时，煤油的添加量为160g/t，水玻璃的量为250g/t，进行扫选时，煤油的添加量为160g/t，水玻璃的用量为250g/t。通过查阅文献得知浮选效率受矿浆浓度以及浮选时充气量的影响：得知尾矿的产率为75.8%。浮选矿浆浓度对浮选效果的影响%矿浆浓度尾矿产率可燃物含量精矿产率可燃物含量牛顿分离效率2073.0210.3624.4761.8451.42575.89.6123.067.3857.03072.89.6522.069.5752.63571.69.621.668.3248.8则经过粗选时的碳杂质的量为：9000×75.8%=6822t，其中的浆液量通过以往经验数据有大约25%进入到XCF-1型浮选机中进行精选，大约75%进入到XCF-8中进行扫选。假设碳杂质在浆液中分布均匀，则矿浆总量为36000m3，则大约9000m3进入到XCF-1浮选机中，大约27000m3进入到XCF-8浮选机中进行扫选，XCF-1浮选机的浮选