4. Методи активації переробки зшв. Експериментальні дослідження

Проблеми з накопиченням та утилізацією твердих промислових відходів виникають і потребують свого вирішення в кожній цивілізованій країні. Не являється виключенням і Україна.

Аналіз робіт, які вже стали класичними, дозволяє виділити три основні види активації золи-винесення (або в’яжучих речовин на її основі): механічну, хімічну і термічну.

Механічна активація полягає у підвищенні питомої поверхні вихідної золи шляхом її помелу. Це сприяє не тільки кількісному підвищенню реакційної здатності реагентів, але й має якісний ефект: формування нових активних поверхонь алюмосиликатної фази, що містять мікродефекти, які відрізняються високою поверхневою енергією і, відповідно, реакційною здатністю. У той же час підвищення питомої поверхні золи більше 700 м²/кг призводить до зниження міцності внаслідок збільшення водопотреби. Відокремлення більш тонкої фракції золи (до 45 або 90 мкм) можливо не тільки завдяки помелу, але й шляхом сепарації. Такий підхід сприяє економії енергії на помел, але не дозволяє утилізувати всі 100 % золи.

Тому ми використовуємо і процес дробленя і процес сепарації, для 100% утилізації золи.

Хімічна активація золи найчастіше пов’язана з розчиненням алюмосилікатного скла золи у лужному середовищі. Кислотна активація, яка іноді використовується у хімічній технології, широко не використовується в галузі будівельних матеріалів у зв’язку з високою вартістю як матеріалів, так і процесу, а також небезпечністю для персоналу та

обладнання.

Термічна активація базується на збільшенні розчинності кремнезему та глинозему при підвищенні температури. Що стосується цементів на основі активованих зол, то термічна активація використовується на етапі мокрого помелу або теплової обробки відформованих виробів (пропарювання, автоклавування тощо). Як і у випадку механічної, термічна активація ефективна тільки у поєднанні з хімічною. Слід зазначити, що на відміну від механічної активації, яка визначає переважно кінетичний аспект активації, вибір температури обробки в значному ступені може визначати напрям процесу структуроутворення і, відповідно, фазовий склад новоутворень.

Для утилізації і знешкодження промислових відходів найбільш розповсюдженими є наступні методи підготовки і переробки відходів: здрібнювання розмірів шматків, укрупнення розмірів часток, класифікація і сортування, збагачення, термообробка, вилучення, зневоднювання.

Для проведення дослідженнь отриманний матеріал золи-уносу був підверджений механічній активації та розділений на декілька етапів.

Першим етапом переробки є дроблення. Дроблення широко використовують при переробці відходів металургійних шлаків, що вийшли з уживання гумовотехнічних виробів, відходів пластмас і інших відходів. Для дроблення використовують щокові, конусні, валкові, роторні дробарки різних типів. Розмір шматків до дроблення може складати від 1000 до 20 мм, після дроблення 250—1 мм. На малюнку 2.4.1. зображено матеріал до і після процесу дроблення на малюнку 2.4.2.

Мал.2.4.1.ЗШВ до процесу дроблення Мал.2.4.2.ЗШВ після дроблення

Між дробленням і подрібненням принципового розходження немає. Умовно вважають, що при дробленні одержують зерна крупністю більше 5 мм, а при подрібненні — менше 5 мм.

Дроблення і подрібнення на збагачувальних фабриках використовують для роз'єднання тісно переплетених і зрослих між собою зерен різних мінералів, що містяться в корисній копалині. Чим повніше відбувається розкриття зерен корисної копалини при дробленні і подрібненні, тим успішніше його наступне збагачення. Крупність дроблення і подрібнення корисних копалин залежить від їхнього мінерального складу, вкраплення корисних мінералів, подальшого методу збагачення і характеру використання продуктів збагачення [54].

Види дроблення в залежності від ступеня подрібнення:

•         Велике (крупне) - в 2-6 разів;

•         Середнє - в 6-10 разів;

•         Дрібне – в10-50 разів;

•         Тонке – в 50-100 разів;

•         Надтонке (колоїдне) – в 100-10000 разів.

Процеси дроблення, подрібнення і грохочення належать до основних операцій рудопідготовки, без яких збагачення корисних копалин неможливе. Процес первинної переробки корисних копалин можна підрозділити на два етапи: роз'єднання мінералів, тобто вивільнення зерен цінного мінералу від оточуючих зерен інших мінералів і порожньої породи; розділення мінералів (власне збагачення), тобто виділення вільних зерен цінного мінералу у концентрат. Технологічне призначення операцій дроблення і подрібнення полягає у тому, щоб розкрити (вивільнити) мінерали, які тісно переплелися та зрослі між собою або (при застосуванні у подальшому гідрометалургії, хімічних методів збагачення) – відкрити поверхню корисного компонента, зробивши її доступною для контакту з реагентом. Крупність зерен, до якої необхідно дробити або подрібнювати матеріал перед збагаченням, визначається розміром вкраплення цінних мінералів і процесом, що прийнятий для збагачення корисної копалини.

Машини, у яких здійснюються процеси дроблення і подрібнення, називаються відповідно дробарками і млинами. Ефективність роботи дробарок (млинів) оцінюється кількістю дробленого (подрібненого) продукту на 1 квт/год витраченої електроенергії. Кількісною характеристикою процесів дроблення і подрібнення служить ступінь дроблення або подрібнення, яка показує у скільки разів зменшився розмір грудок (зерен) матеріалу при дробленні або подрібненні.

Щокові і конусні дробарки (мал.2.4.3, мал 2.4.4) крупного дроблення звичайно працюють при ступенях дроблення, конусні дробарки середнього і дрібного дроблення – при ступенях дроблення і = 4-7, конусні інерційні дробарки дрібного дроблення і = 10-15. Валкові дробарки з гладенькими валками працюють при і = 3-4, зубчастими валками [55]. Молоткові і роторні дробарки забезпечують ступінь дроблення і = 20 і більше.

Мал.2.4.3.Щокова дробарка, використана для дроблення ЗШВ, Криворізької ТЕС

В деяких випадках ступінь дроблення визначається як відношення розмірів найбільших грудок до та після дроблення (подрібнення). Ступінь дроблення (подрібнення), що досягається в окремій стадії дроблення (подрібнення), тобто в одній дробарці (млині) називається частковим, а у всіх стадіях — загальним. Загальний ступінь дроблення дорівнює добутку ступенів дроблення (подрібнення) в окремих стадіях.Ступенем дроблення (подрібнення) називається відношення розмірів зерна вихідного матеріалу до розмірів зерна дробленого (подрібненого) матеріалу.

Мал.2.4.4.Схема щокових дробарок з простим (а) та складним (б) рухом щоки:1-нерухома щока;2- рухома щока;3-привод;4-екоцентричний вал;5 механізм зміни випускної щілини; 6-пружина; 7-шатун; 8-розпірні плити; 9-штанга;10-станина;11-вісь рухомої щоки.

Дроблення і подрібнення є найбільш енергоємними і дорогими процесами у циклі збагачення корисних копалин. Капітальні та експлуатаційні витрати на них можуть досягати 70 % від усіх затрат на збагачення. Тому удосконалення дробильного і подрібнювального обладнання, застосування найбільш ефективних і економічних способів і схем підготовчих операцій мають важливе народногосподарське значення [56].

Другий етап переробки є помел. Помел матеріалів 1—5 мм здійснюють мокрим і сухим способами за допомогою млинів різного типу. Розмір фракцій після здрібнювання може складати 0,1—0,001 мм. Помел застосовують при переробці паливних і металургійних шлаків, відходів вуглезбагачення, деяких виробничих шламів, відходів пластмас, піритних недогарків і інших BMP. Від дробарок млин (мал.2.4.5.) відрізняються більш тонким помелом матеріалу (до частинок розміром менше 5 мм).

В залежності від форми і виду робочого органу, швидкості його руху млин умовно підрозділяють на:

• барабановий (кульові, стрижневі, галькові, самоподрібнення)

• тихохідні; роликові (валкові, кільцеві, фрикционно-кульові)

• середньо-ходові;

• молоткові (шахтні);

• вібраційні з хитним конусом;

Мал.2.4.5.Барабанний кульковий млин

Барабанні млини використовуються для приготування кам'яновугільного пилоподібного палива і ін. цілей. У них барабан цилиндричний або цилиндроконічної форми, заповнений дрібними тілами, обертається навколо своєї осі. При обертанні барабана вільно рухаються мелють тіла (чавунні і сталеві кулі, циліндрики, сталеві круглі стрижні, кремнієва або рудна галька) подрібнюють матеріал ударом, стиранням, роздавлюванням. Типи барабанних млинів відрізняються формою барабана, способами розвантаження, середовищем подрібнення тощо [57].

Конструкція барабанів визначається співвідношенням їх діаметрів (D) і довжин (L); у млинів первинного самоподрібнення типів «Каскад» і «Аерофол» 2:1<D:L<4:1 (при D до 10-11 м) і D:L<1:2 (при D до 5-6 м); в кульових, рудногалькових 1:2<D:L<1:1 (при D до 5-5,5 м); у стержневих D:L<0,8 (при D до 3,6-4,5 м); у трубних D:L<0,2.

За способом розвантаження при мокрому подрібненні виділяють барабанні млини зливного типу, з розвантаженням через ґрати, з периферійним розвантаженням [58].

При сухому подрібненні — з розвантаженням через центральну цапфу або через вікна в розвантажувальному кінці барабана (мал.2.4.6).

Мал.2.4.6. Схема барабанно-кульового млина: 1 — барабан; 2 — броньові плити; 3 — ізоляція (від шуму і теплова); 4 — торцевий фланець млина; 5 — вхідний патрубок; 6 — вихідний патрубок; 7 — ведена шестерня; 8 — кулі.

Велика кількість подрібнювальних машин різних конструкцій належить до відцентрових барабанних млинів.

Характерна особливість розвитку барабанних млинів — створення великогабаритного високопродуктивного обладнання. Барабанні млини найпоширеніші в промисловості. Вони порівняно прості щодо конструкції, зручні і надійні в експлуатації, забезпечують високий ступінь подрібнення і легко автоматизуються. Недоліки: низький к.к.д. — (0,01-0,05), високі витрати електроенергії 10-40 кВт•год/т матеріалу, значний знос мелючих тіл і футеровки — 1-3 кг/т матеріалу, велика металоємність і високий шум при роботі.

Кульові млини зі сталевими, чавунними, кременевими, фарфоровими кулями діаметром 30-150 мм застосовують для тонкого (до 40-100 мкм) подрібнення матеріалів з початковою крупністю до 25-30 мм сухим і мокрим способами. Для однорідності помелу використовують суміш куль різного діаметра. Об'єм заповнення барабана кулями звичайно не перевищує 45 %.

Кульові млини з центральним розвантаженням (МШЦ) застосовують для одержання тонкоподрібненого продукту з максимальною крупністю до 0,2 мм. Подрібнений продукт кульових млинів виходить рівномірним по крупності.

Отже використовувався для помелу барабанний кульковий млин, який методом сухого помелу зменшив розміри ЗШВ до 0,25мкм, 0,5мкм та 1 мкм, які були просіяні ситом.

Подрібнювання матеріалу завжди неоднорідне за розміром час­ток. Із цієї причини доводиться відокремлювати крупніші або дрібніші частки від основної маси. Цей процес має назву просівання, грохочен­ня або ситова класифікація. У результаті просівання вихідний матеріал розділяється на дві фракції: просів (матеріал, що пройшов крізь сітку) і відсів (що затримався на ситі).

Основною частиною просіваючих машин є ситові полотна, які по­діляються на: плетені, штамповані, колосникові. Форма отворів може бути кругла, квадратна, прямокутна, що залежить від способу одержан­ня сіток і матеріалу, з якого вони виготовляються [59].

Отже, матеріал ми підали механічній активації яка полягає у підвищенні питомої поверхні вихідної золи шляхом її помелу. Для помелу ми використовували: шаровий млин, та щокову дробарку. Це сприяє не тільки кількісному підвищенню реакційної здатності реагентів, але й має якісний ефект: формування нових активних поверхонь алюмосилікатної фази, що містять мікродефекти, які відрізняються високою поверхневою енергією і, відповідно, реакційною здатністю. У той же час підвищення питомої поверхні золи більше 700 м²/кг призводить до зниження міцності внаслідок збільшення водопотреби. Відокремлення більш тонкої фракції золи (до 45 або 90 мкм) можливо не тільки завдяки помелу, але й шляхом сепарації. Такий підхід сприяє економії енергії в процесі помелу, але не дозволяє утилізувати всі 100 % золи.

Тому доповнюють данний метод іще методом хімічної активації, яка в свою чергу складаеться з декількох єтапів підготовки та аналізу матеріалу.

Етапи підготовки отриманного матеріалу до кислотної активації.

Перший етап. Сепара́ція (лат. separatio відокремлення) — в техніці, різні процеси розділення змішаних об'ємів різнорідних часток: сумішей твердих матеріалів, рідин різної густини, емульсій, твердих матеріалів, суспензій твердих частинок або краплинок в газі.

До процесів сепарації відносяться всі методи збагачення корисних копалин, а також поділ по фазовому складу суспензій, пилогазових сумішей (знепилювання і пиловловлювання), емульсій (вода-нафта, вода-органічний екстрагент і т. д.).

При сепарації не відбувається зміни хімічного складу поділюваних речовин.

Сепарація можлива якщо присутні відмінності в характеристиках компонентів у суміші: в розмірах або формі твердих частинок, в їх масах, густині, коефіцієнтів тертя, міцності ,пружності, змочуваності поверхні, магнітної сприйнятливості, електропровідності, радіоактивності та інших.

Властивості, що відрізняють продукти сепарації, не обов'язково повинні збігатися з ознаками, за якими розділяють суміш компонентів у виробництві. Наприклад, при сепарації побічної породи та вугілля продукти при однаковій густині можуть мати різнузольність, що визначає якість вугілля. У самому процесі сепарації бере участь дуже велика кількість окремих дрібних частинок, серед яких зустрічаються частки з проміжними властивостями щодо необхідних ознак. З вихідної суміші після промислових сепарацій не можуть вийти абсолютно чисті фракції розділюваних компонентів, а лише продукти з переважаючим їх змістом. Сепарація базується на різниці фізичних властивостей компонентів та фаз: розмірах частинок, густини, магнітної сприйнятливості, електропровідності, діелектричної проникності, змочуваності, а також форми, коефіцієнта тертя, кольору, блиску, природної або наведеної радіоактивності, люмінесценції тощо.

У залежності від середовища розділення сепарація може бути суха (пневматична) та мокра (у водному середовищі), а також у важкій рідині, суспензії (важкосередовищна), у пінах. Вибір методу сепарації визначається контрастністю властивостей розділюваних компонентів. Так, для залізних руд, які складаються з магнітного матеріалу та немагнітного кварцу, застосовується магнітна сепарація. Для виділення із руд золота, вольфраміту, каситериту та інших мінералів, що мають високу густину, використовують гравітаційні процеси сепарації. Інтенсифікація сепарація здійснюється шляхом застосування різного виду випромінювань, використання електричного, магнітного, відцентрового полів та частотних впливів. Використовують комбінації силових полів у процесах збагачення корисних копалин.

Магнітні та електромагнітні поля в поєднанні з гравітаційними силами реалізовано в методах магнітогідростатичної та магнітогідродинамічної сепарації. Крім фізичних та фізико-хімічних властивостей мінералів, вибір процесу сепарації тісно пов’язаний з розмірами частинок, які є основним обмежувачем застосовуваності того чи іншого методу [60].

При малих розмірах частинок (менше 10-20 мкм) сили поверхневого натягу починають відігравати істотнішу роль, ніж сила тяжіння, і сепарація у гравітаційному полі стає неефективною. Сепарація може здійснюватися в різних фазах і на межі їх розділу не тільки за однією будь-якою властивістю (різницею густин, магнітною сприйнятливість, електричною провідністю тощо), але і за комбінацією цих властивостей. Останні можуть використовуватися в одному апараті (комбінований процес) та в ряді послідовно розташованих апаратів (комбінована схема).

Вибір способу сепарації залежить від процентного складу та властивостей суміші, і складових її компонентів, ступеня відповідності бажаних властивостей одержуваних продуктів від результатів поділу і властивостей компонентів. Сепарація, як правило, відбувається не тільки за головною ознакою, що відрізняє компоненти в суміші, а за цілою низкою властивостей. Процеси сепарації різняться від зовнішніх умов і апарату, в якому відбувається розділення [61]. У сучасному виробництві для різних цілей і сумішей застосовується різноманітні способи сепарації:

• сепарація за масою (інерційна),розміром, пружністю, тертям;

• повітряна сепарація;

• електрична сепарація;

• магнітна сепарація;

• пінна сепарація;

• радіометрична сепарація;

Отже при роботі з нашим матеріалом ми використовуємо мокру магнітну сепарацію. Пристрої для магнітного збагачення називаються магнітними сепараторами (мал.2.4.7.). Магнітні сепаратори, що працюють в повітряному середовищі, призначені для крупнокускових матеріалів, а проведене в них збагачення називають сухий магнітною сепарацією.

Мал.2.4.7.Магнітний сепаратор для мокрого збагачення елементів

Сепаратори для дрібних матеріалів можуть працювати і в повітряному, і у водному середовищі, і процес тоді називають мокрою магнітною сепарацією. Для дрібних матеріалів мокра магнітна сепарація дає кращі результати внаслідок того, що вода перешкоджає злипанню між собою магнітних і немагнітних частинок.

Наш матеріал складається з дрібних частинок розміром 0,25 мкм, тому ми використовуємо мокру магнітну сепарацію. Отриманий матеріал ми висушуємо та зважуємо, рахуємо вихід матеріалу табл.2.4.1.

Табл. 2.4.1. Результати аналізу

Кількість матеріалу, взятого для процесу сепарації, кг	Фракції	Маса матеріалу після магнітної сепарації, г	Вихід матеріалу,%
15	Магнітна	490	3,27
	Немагнітна	13 350	89

Ступінь збагачення матеріалу залежить від ступеня подрібнення. Чим дрібніше змолотий матеріал, тим вище ступінь збагачення. Гарні результати виходять при подрібненні руди 0 2 мм. Магнітне збагачення застосовують для мінералів, що мають велику магнітну сприйнятливість. Такі мінерали відокремлюють від інших мінералів магнітом або електромагнітом. Отриманий розділений матеріал на фракції, ми аналізуємо на його магнітні властивості, за допомогою магніту.

Магнітна сепарація здійснюється з цілю вилучення з навіски для аналізу мінералів, які володіють феромагнітними властивостями, – магнетиту, титаномагнетиту, якобситу, піротину, магеміту, фериту та ін. Ці мінерали вилучаються з шліху за допомогою звичайного постійного магніту (прямого або підковоподібного). Проте останній не дуже зручний в роботі, так як прилиплі до полюсів магнітні мінерали важко відокремлюються від магніту. Для уникнення цього явища полюса магніту обертають тонким папіросним папером, знімаючи яку відокремлюють і магнітну фракцію.

Папіросний папір можна заміняти фотоплівкою без емульсії або “башмаками” з тонкої пластмаси. Для виділення магнітної фракції за допомогою цього магніту навіску для аналізу розсипають тонким рівномірним шаром на склі або на листі паперу і підносять  до нього магніт загорнутий в папері.

Магнітні мінерали притягуються до полюсів магніту і утримуються ним на плівці. Потім, тримаючи магніт над чистим листком паперу, якір переводять у протилежну частину рамки і виймають, магнітні мінерали з плівки зсипаються на папір. Так як виділення магнітної фракції відбувається дуже активно (мал.2.4.8.), то, щоб уникнути забруднення її механічно захопленими зернами немагнітних мінералів, перед скиданням магнітних мінералів роблять їх чистку [62].

Мал.2.4.8.Магнітна фракція

Ми спостерігаємо відновлювальний процес заліза. У промисловості залізо отримують із залізної руди, в основному з гематиту, також з піриту та магнетиту (Fe₂O₃) і магнетиту (FeO · Fe₂O₃). Існують різні способи отримання заліза з руд. Найпоширенішим є доменний процес. Перший етап виробництва — відновлення заліза вуглецем у доменній печі за температури 2000 °C. У доменну піч вуглець (у вигляді коксу), залізна руда (у вигляді агломерату або окатишів) і флюс (наприклад,вапняк) подаються зверху, а знизу нагнітається гаряче повітря.

У печі вуглець у вигляді коксу окислюється до монооксиду вуглецю. Цей оксид утворюється під час горіння в умовах нестачі кисню:

(2.4.1)

У свою чергу, монооксид вуглецю відновлює залізо з руди. Щоб реакція йшла швидше, нагрітий чадний газ пропускають через оксид заліза(III):

(2.4.2.)

Флюс додається для позбавлення від небажаних домішок (в першу чергу від силікатів, наприклад, кварцу) у видобутій руді. Типовий флюс містить вапняк (карбонат кальцію) і доломіт (карбонат магнію). Для усунення інших домішок використовують інші флюси. Дія флюсу (у наведеному випадку — карбонат кальцію) полягає в тому, що під час нагрівання він розкладається до його оксиду:

(2.4.3)

Оксид кальцію з'єднується з діоксидом кремнію, утворюючи шлак — метасилікат кальцію:

(2.4.4.)

Шлак, на відміну від діоксиду кремнію, плавиться в печі. Легший, ніж залізо, шлак плаває на поверхні — ця властивість дозволяє відділяти шлак від металу. Шлаки потім можуть застосовуватися у будівництві та сільському господарстві. Розплав заліза, отриманий у доменній печі (чавун), містить досить багато вуглецю. Крім тих випадків, коли чавун використовується безпосередньо, він вимагає подальшої переробки. Надлишки вуглецю та інші домішки (сірка, фосфор) видаляють з чавуну окисленням у мартенівських печах або в конвертерах. Електричні печі застосовуються для виплавки легованих сталей. Крім доменного процесу, поширений процес прямого отримання заліза. У цьому випадку попередньо подрібнену руду змішують з особливою глиною, формуючи окатиші. Окатиші обпалюють і обробляють в шахтній печі гарячими продуктами конверсіїметану, які містять водень. Водень легко відновлює залізо:

, (2.4.5.)

при цьому не відбувається забруднення заліза такими домішками, як сірка і фосфор, які є звичайними для кам'яного вугілля. Залізо утворюється в твердому вигляді і надалі переплавляється в електричних печах [63].

Отже за отриманими даними матеріал після магнітної сепарації окислився. Це залежить від складу вугілля, який використовує теплова електростанція. Після аналізу і процесів переробки, роблячи висновки і є залежність використання отриманого переробленого матеріалу.

Другий етап досліду є процес флотації. Флота́ція (від фр. Flottation) — спосіб розділення сумішей твердих дрібних частинок, що належать різним речовинам, а також виділення крапель дисперсної фази з емульсій, заснований на їх різнійзмочуваності і здатності накопичуватися на поверхні розділу фаз. Флотація можлива тільки при неповному змочуванні поверхні частинок, що виділяються рідиною. Зазвичай це досягається шляхом додавання невеликих кількостей спеціальних речовин — флотореагентів. Продукти флотації: пінний продукт і камерний продукт.

Ми використовуємо пінну флотацію. Пінна флотація - флотація, що відбувається в флотаційній машині( мал.2.4.9) та при якій через суміш частинок з водою пропускають дрібні бульбашки повітря, частинки певних мінералів збираються на поверхні розділу фаз «повітря-рідина», прилипають до бульбашок повітря і виносяться з ними на поверхню у складі трифазної піни, яку надалі згущують і фільтрують [64].

Як рідина найчастіше використовується вода, рідше насичені розчини солей (розділення солей, що входять до складу калійних руд) або розплави (збагачення сірки). Цей метод застосовується найширше;

Мал.2.4.9. Флотаційна машина

Існує декілька типів флоторегантів, що відрізняються принципом дії:

• Збирачі — реагенти, що вибірково сорбуються на поверхні мінералу, який необхідно перевести в пінний продукт, і що додають частинкам гідрофобні властивості.

• Піноутворювачі — призначені для поліпшення диспергування повітря і додання стійкості мінералізованим пінам. Піноутворювачами служать слабкі поверхнево-активні речовини. Витрата піноутворювачів становить десятки грамів на тонну руди.

• Регулятори — реагенти, в результаті вибіркової сорбції яких на поверхні мінералу, останній стає гідрофільним і не здатним до флотації. Як регулятори застосовують солі неорганічних кислот і деякі полімери;

Результати флотації залежать від ряду факторів, основними з яких є: речовинний склад корисної копалини, крупність подрібнення руди перед флотацією, густина пульпи, реагентний режим і порядок введення реагентів, інтенсивність аерації і перемішування пульпи, інтенсивність знімання піни, тривалість флотації, температура пульпи, схема флотації, дебіт пульпи, що надходить у флотаційну машину. До основних характеристик речовинного складу корисних копалин, які визначають техніко-економічні показники збагачення відносяться: вміст і флотованість цінних компонентів, мінеральний склад, характер вкраплення і зростання мінералів, наявність ізоморфних домішок, вторинні зміни мінералів вна-слідок окиснення, вивітрювання і взаємної активації. Вміст компонента впливає на ступінь його вилучення у відповідний концентрат. За інших рівних умов вилучення зростає зі збільшенням вмісту даного компонента в корисній копалині [65].

Флотація супроводжується фізико-хімічними процесами, швидкість яких залежить від температури середовища. Особливо це помітно при використанні як колектора жирних кислот, які при низьких температурах втрачають свою активність внаслідок переходу у твердий стан. З підвищенням температури поліпшується процес диспергування важкорозчинних збирачів, що є однією з го-ловних причин збільшення швидкості флотації при підігріві пульпи. Склад води, у якій здійснюється процес флотації, дуже суттєво впливає на хід цього процесу. У воді містяться різни йони, які впливають на флотацію і змінюють рН середовища, розчинені гази і різні органічні домішки. Внаслідок деякої розчинності ряду мінералів вони можуть суттєво змінювати рН пульпи. Зміна концентрації у пульпі розчинених газів, перш за все ки-сню, який суттєво впливає на процес флотації, може відбуватися як у зв'язку з якістю вихідної води, так і у процесі флотації. У залежності від мінералогічного складу руди при її подрібненні і класифікації відбувається різке зниження кон-центрації кисню у пульпі. У таких випадках слід застосовувати спеціальну ае-рацію пульпи для насичення пульпи киснем повітря [66].

Аерація пульпи необхідна для створення повітряних бульбашок. В процесі аерації частина повітря розчиняється у рідкій фазі пульпи – у зонах з підвищеним тиском (наприклад, перед лопатками імпелера). У зонах зі зниженим тиском (наприклад, за лопатками імпелеру) розчинене повітря виділяється у вигляді дрібніших зародкових бульбашок, які утворюються переважно на поверхні флотова-них зерен. Аерація впливає на швидкість флотації: зі збільшенням аерації швидкість флотації зростає. У механічних машинах аерація залежить від інтенсивності перемішування пульпи (швидкості обертання імпелера). Чим інтенсивніше пере-мішування, тим більше аерація. Однак сильне перемішування спричиняє збільшення сил відриву частинок від бульбашок повітря і збільшення витрат енергії. Слабке перемішування теж погіршує процес флотації внаслідок осадження крупних частинок на дно камери [67].

Інтенсивність перемішування повинна бути достатньою, щоб перешкоджати випаданню твердих частинок і забезпечувати добру аерацію і рівномірний розподіл частинок і повітряних бульбашок в усьому об'ємі нижньої зони камери. Каким чином, швидкість турбулентних вихорів пульпи при її перемішуванні повинна бути вище критичної.

Після процесу флотації отриманий матеріал висушуємо, зважуемо і розраховуємо зольність матеріалу. Зольність (рос. зольность, англ. ash content, нім. Aschegehalt m, Aschehaltigkeit f) – вміст у відсотках незгоряючого залишку (на безводну масу), який утворюється з мінеральних домішок палива при його повному згорянні. Позначається символом А і виражається у відсотках. Для практичних цілей значення зольності визначене по аналітичній пробі (Аа), звичайно перераховується на суху масу Ad або робочий Ar стан палива. Для всіх типів твердих палив зольність - один з основних показників; використовується як обліковий, балансний та розрахунковий показник у практиці видобутку, переробки та споживання вугілля. На показнику зольності вугілля ґрунтується більшість існуючих методів оцінки ефективності процесів збагачення вугілля, а також діючий прейскурант оптових цін на вугілля та продукти його збагачення. Існує тісний кореляційний зв’язок між зольність вугілля та теплотою його згоряння [68]. Умови визначення зольності стандартизовані. Зольність вугілля за рахунок внутрішньої золи (материнської) звичайно коливається в межах 1-15%, але при тонко-дисперсному розподілі неорганічного матеріалу досягає десятків процентів з поступовим переходом вугілля у вуглисті породи (з А^d до 60%). При звичайному збагаченні вугілля ця зола не видаляється. Як правило, переважна частина мінеральних домішок, що складають золу, може бути видалена при збагаченні. Зольність палив нормується держ. стандартами. Найвища допустима межа зольності рядового вугілля,  відсівів,  штибів, промпродукту і шламів збагачення встановлена для умов спалення у пилоподібному стані - А^d = 45%. Для шарового спалення використовується вугілля з А^d не більше 37,5%, для коксування -концентрати збагачення з А^d до 10-14%). 3. горючих сланців коливається в широких межах (А^d 48-72%). Торф за змістом золи поділяють на: малозольний (менше 5%), середньозольний (5-10%) і високозольний (більше 10%). 3ольність вугілля і горючих сланців визначається озоленням проби палива в муфельній печі і прожарюванням зольного залишку при t 800-830 °C. Для прискореного обзолення горючих сланців - при t 850-875 °C. 3ольність вугілля визначається також рентгенометричними методом за параметрами йонізуючого випромінювання після взаємодії з вугіллям [69]. Зольність вугілля Криворізької теплоелектростанції , яке відправлялось на оспалювання становить 12-18%. Іншим продуктом є матеріал з низьким вмістом вуглецю (менше 4%), придатний для будівельної індустрії. Таким чином, зола практично перестає надходити на золовідвали, переходячи з категорії "відходи" в категорію "продукти". Отже, наш дослід ми розділили на дві частини (механічна і хімічна активації) і декілька етапів. Першою частиною є механічна активізація. Вона включає в себе процес дроблення, помелу, магнітна сепарація та пінна флотація (табл. 2.4.1.).

Після механічної активації матеріалу, визначивши зольність та вихід продукту, ми продовжуємо аналізувати магнітну та немагнітну фракції золошлакових відходів ТЕС на кількістний та якісний вміст компонентів в них. Для процесу аналізу використовуємо кислотну активацію. Хімічна активація золи найчастіше пов’язана з розчиненням алюмосилікатного скла золи у лужному середовищі. Кислотна активація, яка іноді використовується у хімічній технології, широко не використовується в галузі будівельних матеріалів у зв’язку з високою вартістю як матеріалів, так і процесу, а також небезпечністю для персоналу та обладнання.

На сьогодні існує декілька напрямків хімічної активації:

• кислотна(як активатори азотна , щавелева кислоти);

• лужноземельна(як активатор золи використовують портландцемент або вапно);

• сульфатна (як активатор використовують сульфати кальцію);

• лужна активації(активаторами є гідроксиди, силікати або карбонати лужних металів).

Кислотна активація це процес вилуговування(екстрагування) вилучення цінних матеріалів, для отримання концентрованих розчинів. Екстрагування (від лат. Extraho - витягую, витягаю), переклад одного або дек. компонентів з твердого пористого тіла в рідку фазу за допомогою избират. р-телеглядачам (екстрагента); один з масообмінних процесів хім. технології. Поряд з терміном "екстрагування" часто застосовують термін "вилуговування" (в англомовній літературі "leaching"), назв. догрого походить від слова "луг". Дійсно, в деяких технол. процесах вилучення р-р містить луг; однак у мн. інших аналогічних процесах, також наз. "Вилуговуванням", луг взагалі не використовується. Тому термін "екстрагування", під яким розуміють витяг в системі тверде тіло - рідина, слід вважати більш загальним і кращим [70].

Екстрагування істотно відрізняється від екстракції рідинної, к-раю протікає в гетерог. системі рідина - рідина. При екстрагуванні розміри твердих тіл задаються попередніми операціями (подрібнення) [71].

На швидкість і механізм екстрагування істотно впливає структура твердих пористих тіл, особливості будови яких брало визначаються їх природою і технол. обробкою на стадіях, що передують екстрагуванню. Такі тіла можуть володіти ізотропної або анизотропной структурою. Ізотропні тіла мають однакову будову у всіх напрямках. Під час вилучення твердого в-ва рівновагу обумовлено р-рімость цільового компонента, що знаходиться в контакті з екстрагентом; при повному витяганні твердого компонента його концентрації в осн. масі розчину і в пористому обсязі вирівнюються.

Отриманий матеріал після магнітної сепарації та флотації аналізується на вміст компонентів в ньому (табл.2.4.2.) перед проведенням процесу вилуговувння. Даний матеріал розділений на фракції після механічної активації та магнітної сепарації.

Табл.2.4.2. Кількісний склад компонентів у золі-виносу

Компонент	Вугілля	Магнітна фракція	Немагнітна фракція	Мікросфери	СЗП50-05
Mg	1,9	-	2	-	303net
Al	7,1	8,97	11,9	18,6	1622net
Si	13,5	6,9	25,3	37,5	36893
S	1,77	0,1	0,14	0,18	9911
Ca	2,24	1,97	1,99	2,59	548444
Ti	0,13	0,12	0,14	0,16	1611
Mn	0,17	0,17	0,11	0,12	2671
Fe	12,1	80	14,8	13,27	36484
Ʃ	38,9	98,23	56,4	72,4	-

Матеріал практично сухий. При певній зольності спостерігалося «вистрілювання» деяких частинок. Колір золи- коричневий з рідкісними яскраво світлими включенями (табл.2.4.3.). Це говорить про те, що при спалюванні вугілля на ТЕС використовувалося не антроцитове вугілля. Можна припустити, що в мінеральній частині проби, яка становить половину, знаходяться в основному оксиди заліза, а також алюмінію, кремнезему і кальцію та інші метали. Вихід летких речовин малий, це видно по світлим включень в пробі. Отже продукт не є природним, а отриманий з природної сировини тобто штучний. Вміст сірки розглядається з урахуванням малого виходу летючих речовин. Тоді про кількість сірчистих сполук можна говорити як про великий.

Табл.2.4.3. Технічний аналіз проби матеріалу

Вологість ,	Зольність,%		Вихід летких речовин,%			Вміст S,%
0,2						0,43
	50	50,1	2,9	2,9	5,8

Основним елементом при начальному вилуговуванні нами було обрано залізо, у зв’язку з високим своїм вмістом заліза у відходах, а також, як основна домішка для якісного та кількісного визначення послідуючих елементів. Наявність заліза у зразках не дає можливості подальшого вилучення інших компонентів відходів.

З метою визначення оптимального реагенту для кислотного вилуговування використовувалась лабораторна установка (мал.2.4.10), нами були використані в якості реагентів наступні кислоти за методиками [72] (або їх суміш): «царська водка», розбавлена та концентрована соляна кислота, щавлева кислота та азотна кислота, відношення Т:Р – 1:7,5 (15г МФ ЗШВ та 100мл розчину) впродовж години при температурі 50^оС, розмір частинок 0,25мкм. Результати досліджень представлені у таблиці 2.4.4.

Мал.2.4.10 Лабораторна установка для вилуговування ЗШВ: 1- плитка електрична; 2 – штатив;3 – мішалка;4 – термостійка конічна колба;5- латр;6 – джерело струму

Таблиця 2.4.4. Концентрація оксиду заліза (II) у розчинах

№ п.п.	Реагент для вилуговування	Концентрація заліза (II) , С (FeO), г/л	Маса осаду після вилуговування, m, г
1	Царська водка (HNO3 + 3HCl)	5,03	13
2	HCl розбавлена	4,6	12,7
3	HCl концентрована	5,45	11,97
4	Щавлева кислота	6,4	13,2
5	Азотна кислота	75,39	12,3

З результатів дослідження можна зробити висновок, що найбільш сприятливою для вилуговування являється азотна кислота, концентрація заліза при цьому – 75,39 г/л. Наступним етапом дослідження було визначення впливу часу на процес кислотного вилуговування МФ ЗШФ у межах від 30 до 90 хвилин. Аналіз проводився на навність в розчині вільної азотної кислоти та заліза за методиками ГОСТу. Результати аналізу зразків представлені у таблиці 2.4.5.

Таблиця 2.4.5. - Концентрація оксиду заліза (II) та азотної кислоти у розчинах після вилуговування концентрованої азотної кислоти від часу

№ п.п.	Період проведення аналізу,хв	Концентрація заліза (II) , С (FeO), г/л	Концентрація HNO3,С (HNO3), г/л	Маса осаду після вилуговування, m, г
1	30	58,65	78,75	13,4
2	60	75,39	69,3	12,3
3	90	115,29	59,85	11,9

З результатів дослідження можна зробити висновок, що із збільшенням часу концентрація заліза збільшуеться, а концентрація азотної кислоти зменшується (Графік.2.4.1.).

Графік .2.4.1. Залежність концентрації заліза та азотної кислоти в розчині від часу вилуговування

Отже наш основний продукт це розчин, який містить концентрацію заліза та азотної кислоти, і в залежності від мети досліду ми обираємо час проведення експериметну. Наступним етапом дослідження було визначення впливу розміру частинок на процес кислотного вилуговування вихідного матеріалу ЗШВ у межах однієї години. Аналіз проводився на навність в розчині вільної азотної кислоти та заліза. Результати аналізу зразків представлені у таблиці 2.4.6.

Таблиця 2.4.6. - Концентрація оксиду заліза (II) та азотної кислоти у розчинах після вилуговування концентрованої азотної кислоти їх залежність від розміру частинок вилуговуваногоматеріалу

№ п.п.	Розмір частинок,мкм	Концентрація заліза (II) , С (FeO), г/л	Концентрація HNO3,С (HNO3), г/л	Маса осаду післі вилуговування, m, г
1	0,25	72,62	59,85	11,9
2	0,5	47,48	77,49	12,6
3	1	45,58	85,05	13,9

З результатів дослідження можна зробити висновок, що із збільшенням розміру частинок матеріалу концентрація заліза зменшуеться, а концентрація азотної кислоти збільшуеться (графік .2.4.2). Тобто концентрація заліза та азотної кислоти залежна від розміру частинок матеріалу.

Графік.2.4.12. Залежність концентрації заліза та азотної кислоти в аналізованому розчині від розміру частинок матеріалу

Згідно отриманих даних концентрації заліза у розчинах, розрахуємо ступінь вилучення заліза з відходів. Вміст заліза у МФ ЗШВ становить 80%.

Методика визначення ступеня вилучення заліза:

Ступінь вилуговування заліза ( %) розраховували за формулою [2.4.1]:

(2.4.1.)

де − ступінь вилучення заліза, %;

− практична концентрація (вміст) заліза в розчині у певний час, г/л;

− теоретична концентрація (вміст) заліза в розчині, г/л.

Отримані дані ступені вилучення представлені в табл.2.4.7 та табл.2.4.8.

Таблиця 2.4.7. - Ступінь вилучення оксиду заліза (II) у розчинах від часу

№ п.п.	Час вилуговування, τ, год	Ступінь вилучення заліза (II), α, (FeO), %
1.	30	49,17
2.	60	62,5
3.	90	95,8

Таблиця 2.4.8. - Ступінь вилучення оксиду заліза (II) у розчинах від розміру частинок

№ п.п.	Розмір частинок, l, мкм	Ступінь вилучення заліза (II), α, (FeO), %
1.	0,25	60
2.	0,5	39,17
3.	1	38,3

Отримані результати вказують на те, що дані методики являються ефективними.

Та у звязку з тим, що процес вилуговування основних елементів матеріалу, а саме заліза, азотною кислотою проходить краще, були проведені досліди на вплив часу та розміру частинок матеріалу. Оптимальнм значенням є процес вилуговування азотною кислотою при 90хв і розміру частинок 0,25мкм. Так як залізо, що знаходиться у зразках не дає можливості подальшого вилучення інших компонентів відходів.З цього приводу дана методика є кращою з інших запропонованих. У звязку з тим, що азотна кислота реагує з золошлаковими відходами і її концентрація присутня в розчинах, то дані проби можна досліджувати з метою використання цього продукту у сфері азотних добрив. Важливим етапом на шляху використання зольного і шлакового сировини є його класифікація, в основу якої покладено найбільш характерні критерії якості матеріалу, який було аналізовано на вміст та кількість компонентів в золошлаких відходах (табл.2.4.9.).

• модуль основності (гідравлічний модуль) - Мо;

• силікатна (кремнеземний) модуль - Мс;

• коефіцієнт якості (гідравлічна активність) - К.

Табл.2.4.9. Вміст мікрокомпонентів в аналізуємій золі-уносу ТЕС

Матеріал	Вміст,%	Вміст,г
MgO	2.1	21
Al2O3	17.4	174
SiO2	42.6	426
S	0.27	2,7
CaO	2.7	27
Fe2O3	29.4	294
TiO2	0.35	3,5
MnO	0.20	2
PbO	0.30	3
Rb2O	0.45	4,5
SrO	0.70	7

Модуль основності (гідравлічний модуль) являє собою відношення змісту оснóвних оксидів до суми кислотних оксидів. При М_О> 1 золошлаки - основні і володіють терпкими властивостями; при М_О <1 золошлаки - кислі, можуть служити гідравлічною добавкою. Для врахування впливу лужних компонентів у формулу модуля оснóвності включені оксиди натрію і калію.

(2.4.2)

     Силікатна (кремнеземний) модуль показує відношення кількості оксиду кремнію, який входить в реакцію з іншими оксидами, до сумарним вмістом оксидів алюмінію і заліза. Фізичний сенс силікатної модуля полягає в наступному. Силікатна модуль, будучи співвідношенням SiO₂ (необхідним для утворення С₂S і С₃S) до Al₂O₃ + Fe₂O₃ пропорційний, таким чином, стосовно мінералів (силікатів) до мінералів (плавнях).

(2.4.3)

     Гідравлічна активність оцінюється коефіцієнтом якості.

(2.4.4)

  У чисельнику стоять оксиди, що підвищують гідравлічну активність, в знаменнику - знижують її. Отже, чим вище коефіцієнт якості, тим вище гідравлічна активність золошлаки. Значення модулів і коефіцієнта якості коливаються в певних межах. Однак, чим більше значення модуля оснóвності, тим вище в'яжучі властивості матеріалу, тим більше його міцність при затвердінні. За інших рівних умов і при підвищеному силикатном модулі матеріал схоплюється і твердне повільно, але міцність його через певний час зростає.

 На підставі досліджень золошлакових відходів багатьох електро- і теплостанций, що спалюють паливо різних родовищ, всі золошлаки в залежності від складу були поділені на три групи: активні, скритоактівні, інертні.

     До першої групи (I) віднесені попелошлакові матеріали естонського сланцю, вугілля Кансько-Ачинського басейну, Ангренского вугілля, деяких видів торфу.

Ці золошлакові матеріали характеризуються загальним вмістом оксиду кальцію в межах 20 ... 60% і вільного оксиду кальцію до 30%. Такий склад забезпечує високі значення модулів і коефіцієнта якості: М_О - 0,5 2,8; М_С 1,5 7,8; К - 1,0 3,6. Золошлакові матеріали зазначених палив мають властивість саме самостійна твердіння. Такі золошлаки можуть застосовуватися для зведення дамб золошлаковідвалів без спеціальних заходів (введення в'яжучих речовин), а також для виробництва виробів на їх основі, переважно автоклавного твердіння.

Віднесені золошлакові матеріали із загальним вмістом оксиду кальцію від 5 до 20%. Вільний оксид кальцію не перевищує 3%, а модуль оснóвності - не більше 0,5 К. До другої групи (цю групу, яка характеризується меншою активністю, ніж перша, відносяться попелошлакові матеріали львівсько-волинського, Райчихинского, богословського, Азейськоє та інших вугілля. Основний напрямок використання золошлаків цієї групи - виробництво виробів, які тверднуть при тепловій обробці з активізаторами.

     У третю групу (III) включені попелошлакові матеріали вугілля: підмосковного, ковальського, донецького, карагандинського. Вони характеризуються високим вмістом оксидів кремнію і алюмінію і низьким вмістом оксидів кальцію і магнію. Вільного оксиду кальцію, що є активизатором процесу твердіння, в деяких золошлаки даної групи може не бути зовсім, а максимальне його зміст не перевищує 1%. У зв'язку з цим основним напрямком використання золошлакових матеріалів третьої групи є дорожнє будівництво, виробництво цегли, зольного гравію [73].

Отже, після перерахунку показників золошлакових відходів маємо такі результати. Так як М_О <1 це означає, що дані золошлаки кислі, можуть служити гідравлічною добавкою. Гідравлічна активність даних золошлаків досить низька, так як присутня кількість оксидів кремнію. Модуль основності низький, що означає що дані золошлаки мають слабкі вяжучі властивості, і його міцність при затвердінні мала. Силікатний модуль аналізуючих золошлаків дорівнює 0,91, що вказує на те, що матеріал схоплюється і твердне повільно, але міцність його через певний час зростає. Дані золошлаки є кислими і вони відносяться до шлаків другої групи. Основний напрямок використання золошлаків цієї групи - виробництво виробів, які тверднуть при тепловій обробці з активізаторами. Більшість золошлаків - кислі. Істинна щільність золошлаків залежно від хіміко-макрологічному складу коливається в межах 1800-2400 кг/м, насипна 600-1100 кг/м³. Зола і шлак є великотоннажними відходами. Так, наприклад, теплова електростанція потужністю 1 млн кВт за добу спалює близько 10 000 т вугілля, при цьому утворюється близько 1000 т золи і шлаку. Золошлакові відвали займають тисячі гектарів земель, придатних для використання в сільському господарстві. Ними забруднюються грунти, поверхневі, підземні води і особливо повітряний басейн. Золошлакові відходи є цінною вторинною мінеральною сировиною. 

Модуль основності характеризує гідравлічну активність шлаків тобто здатність їх до самостійного твердіння при змочуванні з водою. Ця здатність проявляється лише у основних шлаків, і тим більше чим вище їх модуль основності. По розрахунками видно, що модуль основності малий і гідравлічні властивості виражені слабо, що показує погана змочуваність з водою. Шлаки які мають малий модуль основності вимагають додавання вапна до цементу, для кращої якості будівельного матеріалу. Особливістю кислих шлаків є більш низька розчинність газів і низька азотна і водопроникність в 2-3 рази нижче ніж у основних. Кислі шлаки практично не проникні для азоту, можуть зменшувати вміст кисню. При низькому силікатному модулі суміш є легкоплавкою, і зміст в цементах мінералів досить високий. Гідравлічна активність залежить від мінерального складу золошлаків.

Отже, зазначені три показники є важливими класифікаційними ознаками матеріалу, що дають інформацію про певні властивості і показують співвідношення головних компонентів.

ВИСНОВОК

Поводження з відходами є однією з найболючіших проблем сьогодення і посідає пріоритетні позиції в усіх розвинених країнах. В Україні, в результаті

утворення великої кількості відходів, ця проблема набула особливої гостроти. На превеликий жаль на сьогодні найпоширенішим способом поводження з промисловими відходами в Україні є розміщення їх у відвали, терикони, шламо-, хвостосховища, звалища та інші накопичувачі. Вони займають мільйони гектар родючих земель, є джерелом забруднення повітря, фільтрат із них проникає в ґрунти, підземні води.

Адже відходи можуть стати джерелом вторинних ресурсів, джерелом утримування енергоносіїв. Тому перед людством стоїть задача якомога ширше впроваджувати передові технології щодо запобігання та обмеження утворення відходів, утилізації, регенерації їх, знешкодження відходів, які не підлягають утилізації.

Для електростанцій, що спалюють тверде паливо, характерним є наявність значних площ землі, зайнятої золошлаковідвали. Забезпечення охорони 1тонни золошлакових відходів, обходиться державі в 68-100$ щороку. Існують методи переробки, які дозволяють витягувати не більше 55%, що містяться в золі і шлакових відходах цінні оксиди рідких та рідкоземельних металів. Золошлакові відходи займають велику кулькусть площі, і тому переробка ЗШВ являеться однією з головних питань в охороні природи.

Золошлакові відходи це вторинний ресурс для отримання нових продуктів. Існуючі методи переробки які вимагають постійної закупівлі великих додаткових обсягів реагентних речовин, без їх подальшої переробки або утилізації надають не сприятливий вплив на навколишнє середовище. Наша технологія дозволяє виконати практично 100%-ву комплексну переробку зола шлакових відходів з ресайклінгу використовуваних реагентів.

В експерементальній частині використовувалися золошлакові відходи Криворізької ТЕС, які були віддані механічній та хімічній активації. Після завершення експерименту було отриманно азотний розчин, який містить мінеральні компоненти після вилуговування золошлакових відходів, який в подальшому можна використовувати для азотних добрив. Та осад провилуговуваний різними кислотними реагентами. Даний осад є вторичним компонентом, який можна використовувати для отримання будівельних матеріалів та будови доріг. Отже данний метод є ефективним та практично безвідхідним, але економічно затратним.