Основы обогащения полезных ископаемых

Федеральное агентство по образованию Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Кольский филиал Петрозаводского государственного университета С.В. Терещенко ОСНОВЫ ОБОГАЩЕНИЯ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ (КУРС ЛЕКЦИЙ И МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ ДЛЯ ВЫПОЛНЕНИЯ КОНТРОЛЬНЫХ РАБОТ) АПАТИТЫ 2008 Оглавление Тема 1. Цель и задачи обогащения минерального сырья. Методы обогащения, их физические и физико-химические основы. Показатели обогащения 5 1.1. Цель и задачи обогащения минерального сырья. 5 1.2. Методы обогащения, их физические и физико-химические основы. 7 1.2.1. Основные характеристики вещественного состава ПИ 7 1.2.1.1. Химический состав 7 1.2.1.2. Минералогический состав 7 1.2.1.3. Текстурные и структурные особенности 10 1.2.2. Физические свойства 11 1.2.3. Гранулометрический состав 15 1.2.4. Технологические свойства минералов 17 1.3. Классификация процессов обогащения полезных ископаемых 23 1.3.1. Подготовительные 23 1.3.2. Основные обогатительные процессы 24 1.3.3. Вспомогательные процессы обогащения и процессы производственного обслуживания 24 1.4. Показатели обогащения ПИ и их обогатимость 25 1.4.1. Технологические показатели 25 1.5.Технологические схемы обогащения 27 Тема 2. Классификация руд по крупности 31 2.1. Грохочение 31 2.1.1. Основные положения 31 2.1.2. Закономерности и эффективность грохочения 33 2.1.3. Просеивающие поверхности 35 2.1.4. Конструкции грохотов 38 2.2. Классификация процессов разделения по крупности 48 2.2.1. Закономерности свободного и стеснённого падения частиц в водной и воздушной средах. 48 2.2.2. Процесс классификации 56 2.2.3. Конструкции классификаторов. Гравитационные и центробежные классификаторы, воздушные сепараторы 59 Тема 3. Дробление и измельчение. 70 3.1. Назначение и классификация процессов дробления и измельчения 70 3.2. Теоретические основы дробления и измельчения 73 3.3 Технологическая эффективность дробления и энергетические показатели дробления 79 3.4 Схемы дробления, классификация машин для дробления и измельчения 82 3.4.1. Циркулирующая нагрузка в циклах дробления 85 3.4.2 Циркулирующая нагрузка в циклах измельчения 88 3.5. Типы и конструкции дробилок 94 3.5.1. Дробление в щековых дробилках 94 3.5.2. Дробление в конусных дробилках 98 3.5.3. Валковые дробилки. 106 3.5.4. Молотковые и роторные дробилки. 108 3.6 Измельчение 111 3.6.1. Мельницы 111 3.6.2. Расчет производительности мельниц. 120 ТЕМА 4. Гравитационное обогащение минерального сырья 125 4.1. Отсадка 125 4.1.1. Поршневые отсадочные машины. 133 4.1.2. Диафрагмовые отсадочные машины. 134 4.1.3. Отсадочные машины с подвижным решетом. 136 4.1.4. Беспоршневые воздушно-золотниковые отсадочные машины. 137 4.1.5. Производительность отсадочных машин 141 4.2. Обогащение в тяжелых средах 147 4.2.1. Конусные сепараторы 148 4.2.2. Барабанные сепараторы 151 4.2.3. Тяжелосредные циклоны 155 4.2.4. Производительность тяжелосредных сепараторов и циклонов. 157 4.2.5. Технология обогащения в тяжелых суспензиях. 160 4.3. Обогащение на концентрационных столах 163 4.4. Обогащение на концентрационных шлюзах и желобах 171 4.5. Винтовые сепараторы 180 4.6. Промывка 183 Тема 5. Магнитные методы обогащения 186 5.1. Физические основы магнитных методов обогащения 186 5.1.1. Сущность магнитных методов обогащения 186 5.1.2. Магнитные системы сепараторов 189 5.1.3. Режимы магнитной сепарации 192 5.1.4. Селективность магнитной сепарации 195 5.2. Классификация и общая характеристика магнитных сепараторов 197 Тема 6. Электрические методы обогащения 203 6.1. Физические основы электрических методов обогащения 203 6.1.1. Сущность электрических методов обогащения 203 6.1.2. Методы улучшения селективности электрической сепарации 207 6.2. Разделение минералов по электропроводности 208 6.2.1. Подготовка материала к электрической сепарации 208 6.2.2. Электрические сепараторы и принципы их работы 210 6.2.3. Основные факторы, влияющие на процесс электрической сепарации 215 6.3. Трибоэлектрическая сепарация 217 6.3.1. Общая характеристика трибоэлектрической сепарации 217 6.3.2. Способы электризации частиц при сепарации 217 6.3.3. Сепараторы и принципы их работы 219 6.4. Пироэлектрическая и диэлектрическая сепарация 222 6.4.1. Пироэлектрическая сепарация 222 6.4.2. Диэлектрическая сепарация 223 Тема 7. Радиометрические методы обогащения 225 7.1. Общая характеристика процессов радиометрического обогащения 225 7.2. Классификация радиометрических методов обогащения руд 229 7.2.1 Методы определения элементного состава полезных ископаемых по спектрометрии вторичных излучений 230 7.2.2 Методы определения естественной радиоактивности пород, содержащих радиоактивные элементы 234 7.2.3 Люминесцентный метод 235 7.2.4 Фотометрические методы 236 7.2.5 Радиоволновые методы 237 7.3. Технологические задачи, решаемые при использовании радиометрических методов 238 7.4. Радиометрические сепараторы и установки крупнопорционнойй сортировки руд 239 7.4.1. Радиометрические сепараторы 239 7.4.2. Установки для радиометрической крупнопорционной сортировки 242 Тема 8. Флотационные методы обогащения 247 8.1. Сущность и разновидности флотационных процессов разделения минералов 247 8.1.1. Зависимость смачиваемости поверхности минералов от значений удельных поверхностных энергий на границе соприкасающихся фаз 247 8.1.2. Условия закрепления частицы на межфазовой поверхности. Показатель флотируемости 249 8.1.3. Разновидности флотационных процессов разделения минералов 251 8.1.3.1. Разделение минералов на поверхности раздела жидкость — газ 251 8.1.3.2. Разделение минералов на поверхности раздела жидкость — жидкость 254 8.1.3.3. Флотационные процессы на поверхностях раздела твердое — жидкость и твердое — газ 255 8.2. Флотационные реагенты и их действие при флотации 255 8.2.1. Назначение и классификация флотационных реагентов 255 8.3. Флотационные машины и аппараты 264 8.3.1. Требования к современным конструкциям флотационных машин 264 8.3.2. Механические флотационные машины 265 8.3.3. Пневмомеханические флотационные машины 268 8.3.4. Пневматические флотационные машины 271 Тема 9. Вспомогательные процессы и аппараты 275 9.1. Обезвоживание продуктов обогащения 275 9.1.1. Назначение и общая характеристика процессов и продуктов обезвоживания 275 9.1.2. Дренирование 276 9.1.3. Сгущение 277 9.1.4. Фильтрование 282 9.1.5. Центрифугирование 291 9.1.6. Сушка 294 9.2. Пылеулавливание, очистка сточных и кондиционирование оборотных вод 297 9.2.1. Пылеулавливание 297 9.2.3. Очистка сточных и кондиционирование оборотных вод 304 10. Содержание дисциплины 314 11. Учебно-методические указания для выполнения контрольно- расчетных работ 316 Тема 1. Определение технологических показателей обогащения: 316 Контрольные задания 1 319 Тема 2. Определить выход концентрата и хвостов, извлечение в них ценного компонента и эффективность обогащения по Ханкоку-Луйкену 320 Контрольные задания 2 321 Тема 3. Характеристики крупности по плюсу и минусу дроблёной руды по результатам её ситового анализа 321 Контрольные задания 3 324 Тема 4. Эффективность грохочения дроблёного продукта по классу меньше отверстий сита 324 Контрольные задания 4 325 Тема 5. Реологические свойства сред гравитационного обогащения 326 Контрольные задания 5 331 Контрольные вопросы к экзамену (зачету) по дисциплине "Основы обогащения полезных ископаемых" 332 Список использованной литературы 334 Тема 1. Цель и задачи обогащения минерального сырья. Методы обогащения, их физические и физико-химические основы. Показатели обогащения Экономический потенциал во многом зависит от минерально-сырьевой базы. Полезные ископаемые (ПИ) – это природные минеральные вещества неорганического и органического происхождения, использование которых человеком для обеспечения своей жизнедеятельности, на данном уровне развития техники и технологии является экономически целесообразным. ПИ бывают твердыми, жидкими, газообразными. Главные группы ПИ: 1 Металлические 2. Неметаллические. 3. Горючие. 1.1. Цель и задачи обогащения минерального сырья. Руды непосредственно не могут стать сырьем для производства различных товарных продуктов. Обогащением ПИ называется совокупность процессов первичной обработки минерального сырья с целью разделения минералов и получения кондиционных продуктов с повышенной концентрацией в них одного или нескольких ПК. При обогащении ПИ используют различия в физических и химических свойствах минералов представленных в рудах с учетом их вещественного состава. К обогатительным условно относят также процессы разделения горной массы по крупности кусков и частиц, процессы окускования мелкого минерального сырья при агломерации или окомковании концентратов перед плавкой), различные виды обжига и выщелачивания (химического или бактериологического) при использовании их в схемах обогащения. Обогатительные процессы реализуются на обогатительных, сортировочных, агломерационных, окомковательных и брикетных фабриках. В процессе обогащения решаются вопросы: - распределения всех компонентов руды между выпускаемыми товарными концентратами и продуктами, из которых обеспечивается наиболее рациональное их извлечение в металлургическом производстве или эффективное использование в других отраслях. - сокращение безвозвратных потерь ПК в концентратах, используемых в других отраслях промышленности. - обеспечения качества получаемых концентратов и продуктов, отвечающего условиям наиболее эффективного использования в соответствующих отраслях промышленности. Экономическое значение ОПИ обусловлено: - снижением стоимости переработки обогащенного сырья, по сравнению с природным; - повышением эффективности последующего металлургического, химического и других переделов за счет снижения потерь, увеличения производительности и повышения качества продукции при переработке обогащенного сырья; - увеличением доли дополнительной прибыли, получаемой за счет попутного извлечения ценных спутников и минеральных комплексов; - возможностью резкого снижения стоимости добычи руд при осуществлении их предварительной концентрации в условиях глобального снижения содержания ЦК минерального сырья. 1.2. Методы обогащения, их физические и физико-химические основы. 1.2.1. Основные характеристики вещественного состава ПИ К основным характеристикам вещественного состава относятся: - химический; - минералогический; - гранулометрический; - текстурные и структурные особенности его строения. 1.2.1.1. Химический состав Химический состав характеризует содержание элементов, входящих в состав ПИ, и определяется различными физико-химическими методами. Химические элементы или минералы их содержащие, входящие в состав ПИ и имеющие важное значение для дальнейшего использования, называются ЦК. Руды, содержащие несколько ЦК-ов, являются комплексными. Отдельные элементы или природные химические соединения, содержащиеся в ПИ и оказывающие отрицательное влияние на качество извлекаемых ЦК называются вредными примесями. Например, для железных руд вредными являются мышьяк, сера, фосфор, цинк, свинец. 1.2.1.2. Минералогический состав Минералогический состав характеризует минеральные формы проявления важнейших элементов, входящих в состав ПИ, и содержание основных минералов. Он определяет технологические показатели обогащения, поскольку: - каждый ЦК может содержаться как в легко-, так и трудноизвлекаемых минералах; - возможность эффективного разделения минералов при обогащении определяется степенью контрастности (различия) свойств разделяемых минералов; - разделение минералов при обогащении осложняется при наличии в рудах значительного количества разрушенных пород и охристо-глинистого материала, образующих при измельчении большое количество первичных и вторичных шламов. Для определения минералогического состава используют макроскопическое изучение образцов, микроскопическое ис­следование измельченной руды и шлифов, фазовый анализ, выделение и изучение мономинеральных фракций, рентгено­графические методы, термический и люминесцентный анали­зы, микрорентгеноспектральный метод. Макроскопическое изучение образцов позволяет качествен­но определить почти все основные минералы, крупность и характер их вкрапленности, степень окисления. В процессе мик­роскопического исследования, помимо качественного и коли­чественного определения состава пробы, выявляют наличие в руде различных генераций минералов, степень и характер из­менений руд, происшедших в результате различных природ­ных процессов, наличие микровключений в минералы, форму, размер, структуру и состояние поверхности частиц. Рентгенографические методы имеют решающее значение при диагностике минералов, когда по внешним признакам и оп­тическим свойствам распознать их трудно. С помощью рент­генографии определяют также форму нахождения элемента-при­меси в минерале-носителе. Анализ тонкодисперсных глинистых минералов, а также сложных полиметаллических руд осущест­вляют методами дифрактометрической рентгенографии и элек­тронной микроскопии. Термический анализ широко применяют для качественного и, в меньшей степени, для количественного определения глини­стых минералов, слюд, хлоритов, карбонатов, органических ве­ществ. Люминесцентный анализ служит для диагностики и коли­чественного определения содержания люминесцирующих ми­нералов: шеелита, урановых минералов, корунда, алмаза, би­тума, циркона и др. Электродиализ успешно применяют для изучения форм вхож­дения элементов-примесей в минералы-носители, определения относительной растворимости минералов в различных элек­тролитах. Микрорентгеноспектралъный анализ позволяет изучать мор­фологию минеральных включений, граней кристаллов и сра­станий, определять состав минералов и концентрацию в них примесей начиная с 0,01 % и более. Фазовым анализом, основанным на селективном растворе­нии минералов, количественно определяют минеральные фор­мы каждого из цветных, черных и некоторых редких металлов. Фазовый, или рациональный, анализ особенно необходим для определения минерального состава сложных частично окисленных и окисленных руд цветных металлов. Если основные металлы в них более чем на 80 % представлены сульфид­ными минералами, то руды считаются сульфидными; если со­держание сульфидных фракций основных металлов меньше 50 %, — окисленными. При промежуточных содержаниях суль­фидных форм основных металлов руды считаются смешанны­ми или сульфидно-окисленными. Основная масса (80-85%) цветных металлов сосредото­чена в сульфидных оруденениях, и сульфидные руды являются главным источником их производства. В зависимости от обще­го содержания сульфидов в руде различают вкрапленные (ме­нее 25 % сульфидов) и массивные или сплошные (более 50 % суль­фидов) руды. Сульфидные медные руды при этом подразде­ляются на первичные и вторичные в зависимости от соотноше­ния первичных и вторичных сульфидов меди в них. Руды черных металлов и горно-химическое сырье разли­чают главным образом по минералогическому составу основ­ных ценных компонентов. Так, железные руды бывают магнетитовыми, титаномагнетитовыми, гематитомарматитовыми, бурожелезняковыми, сидеритовыми. Хро­мовые руды обычно представлены хромшпинелидами, в ко­торых основным минералом является хромит; горно-химиче­ское сырье — апатитовыми, апатит-нефелиновыми и борны­ми рудами, фосфоритами, сильвинитами и самородной серой. 1.2.1.3. Текстурные и структурные особенности Текстурные и структурные особенности в строении ПИ характеризуются крупностью минералов, формой и пространственным распределением минеральных включений и их агрегатов. К основным формам минеральных зерен относятся: - идиоморфная (ограниченная гранями кристалла); - аллотриморфная (ограниченная формой заполняемого пространства); - коллоидная; - пластинчатая; - эмульсионная; - осколки и обломки. В зависимости от размера минералов различают - крупную (20-2 мм); - мелкую (2-0,2 мм); - тонкую (0,2-0,02 мм); - эмульсионную (0,02-0,002 мм); - субмикроскопическую (0,002-0,0002 мм); - коллоидно-дисперсную (менее 0,0002 мм) вкрапленность минералов. Структура минеральных агрегатов может быть: зернистой, зональной, полосчатой, каркасной, петельчатой, решетчатой, эмульсионной, неоднородной, нитеобразной, раскрошенной, натечной, скелетной, цементной, раздробленной. Текстура руды, т.е. взаимное расположение минеральных агрегатов, может быть: - полосчатой, слоистой (минеральные агрегаты примыкают друг к другу); - конкреционной (располагаются один внутри другого); - петельчатой (взаимно проникают др. в друга); - пористой; - концентрически–зональной, кокардовой, корковой, в которых последовательно одни минералы окаймляют другие. Вкрапленность минералов существенно влияет на показатели ОПИ. Наиболее высокие показатели достигаются при крупной вкрапленности минералов, имеющих идиоморфную форму и форму обломков и осколков. Показатели существенно ухудшаются при пластинчатой форме зерен и решетчатой, петельчатой, зональной структуре агрегата. При натечной структуре агрегатов наибольшие потери наблюдаются при концентрически–зональной, корковой текстуре, при каркасной структуре агрегата – при пористой текстуре. Таким образом, чем крупнее вкрапленность минералов и совершеннее форма их выделений, тем проще методы и выше показатели переработки. 1.2.2. Физические свойства Из физ. свойств наибольшее значение имеет механическая прочность (крепость) руд, определяющая энергетические затраты при их дроблении и измельчении, с целью раскрытия минералов. Следовательно, механическая прочность характеризуется дробимостью, хрупкостью, твердостью абразивностью. Дробимость характеризует способность ПИ сопротивляться разрушению под действием динамических напряжений, передаваемых материалу непосредственно дробящими устройствами. Хрупкость характеризуется свойством минералов и их агрегатов разрушаться при механическом воздействии на них без применения специальных дробящих устройств. Твердость характеризует способность тела противодействовать проникновению в него другого, более твердого тела. Существует 10 бальная шкала твердости Мооса, представляющая собой ряд эталонных минералов (табл.1.1). Таблица 1.1 Шкала твердости различных минералов по Моосу минерал Твердость Простейший способ определения твердости тальк 1 Минерал пишет по бумаге, не царапая ее гипс 2 Царапает бумагу флюорит 3 Кончик ножа легко без усилия чертит по минералу кальцит 4 Необходимо небольшое усилие ножа апатит 5 Чертит ножом при значительном усилии ортоклаз 6 Минерал оставляет царапину на стекле кварц 7 Минерал оставляет царапину на стекле топаз 8 Минерал оставляет царапину на стекле корунд 9 Минерал оставляет царапину на стекле алмаз 10 Минерал оставляет царапину на стекле Крепость горных пород характеризует их сопротивляемость технологическому разрушению. Существует шкала М.М. Протодъяконова крепости горных пород, приведенная в табл. 1.2. Прочность образцов неправильной формы можно рассчитать по формуле где F – усилие раздавливания; γ – плотность образца; G – масса куска породы. Коэффициент крепости можно рассчитать либо по формуле либо более точно по формуле . Показатель абразивности горных пород составляет (мг): - для мягких – до 10; - средних от 10до 30; - твердых от 30 до 45; - весьма твердых более 45. Из других физизических свойств минералов и их агрегатов выделяют пористость, газопроницаемость, кусковатость и влажность. Таблица 1.2 Крепость минералов по шкале М.М. Протодъяконова Категория Степень крепости Порода Коэффициент крепости I В высшей степени крепкая Наиболее крепкие, плотные и вязкие кварциты и базальты; исключительные по крепости другие породы 20 II Очень крепкая Очень крепкие гранитовые породы, кварцевый профир, очень крепкий гранит, кремнистый сланец, самые крепкие песчаники и известняки 15 III Крепкая Гранит (плотный) и гранитовые породы, очень крепкие песчаники и известняки, кварцевые рудные жилы, крепкий конгломерат, очень крепкие железные руды 10 IIIa Крепкая Известняки (крепкие), некрепкий гранит, крепкие песчаники, крепкий мрамор, доломит, колчеданы 8 IV Довольно крепкая Обычный песчаник, железные руды 6 IVa Довольно крепкая Песчанистые сланцы, сланцевые песчаники 5 V Средняя Крепкий глинистый сланец, некрепкий песчаник и известняк, мягкий конгломерат 4 Va Средняя Разнообразные сланцы (некрепкие), плотный мергель 3 VI Довольно мягкая Мягкий сланец, очень мягкий известняк, мел, каменная соль, гипс, мерзлый грунт, антрацит, обыкновенный мергель, разрушенный песчаник, сцементированные галька и хрящ, каменный грунт 2 VIa Довольно мягкая Щебенистый грунт, разрушенный сланец, слежавшаяся галька, щебень, крепкий каменный уголь, отвердевшая глина 1,5 VII Мягкая Глина (плотная), мягкий каменный уголь, крепкий нанос-глинистый грунт 1 VIIa Мягкая Легкая песчанистая глина, лесс, гравий 0,8 VIII Землистая Растительная земля, торф, легкий суглинок, сырой песок 0,6 IX Сыпучая Песок, осыпи, мелкий гравий, насыпная земля, добытый уголь 0,5 X Плывучая Плывуны, болотистый грунт, разжиженный лесс, и другие разжиженные грунты 0,3 Пористость и газопроницаемость определяет восстановимость руд. Например, наиболее высокой восстановимостью характеризуются бурые железняки и сидеритовые руды, наименьшей – магнетитовые руды. Кусковатость руд является нормирующим показателем, определяющим кондиции руд черных металлов. Например, для магнетитовых руд верхний предел крупности составляет 40-50 мм, для бурых железняков -80-120 мм; нижний предел крупности для всех железных руд -10 мм. Влажность руд может вызывать смерзаемость и существенно затруднять транспортирование ПИ, ухудшить условия его переработки и технологические свойства. Влажность снижает упругие свойства горных пород – модуль Юнга (коэффициент пропорциональности между действующим продольным напряжением σ и соответствующей ему относительной деформацией Δl/l (l - первоначальная длина, Δl –абсолютное удлинение или сокращение) – σ = ЕΔl/l); модуль сдвига G (показатель, связывающий касательные напряжения τ с деформацией сдвига φ G = τ/φ); модуль сжатия К (коэффициент пропорциональности между всесторонним сжатием σ′ и относительным уменьшением объема σ′=КΔV/V), а также увеличивает модуль Пуассона μ (коэффициент пропорциональности между относительным удлинением и относительным поперечным сокращением образца Δd/d = μΔl/l) и значительно изменяет их термические и электрические свойства. Влажность Wп (%) рассчитывается по формуле где G′1, G2 – масса соответственно насыщенного водой и сухого образца. Следующие свойство это плотность горных пород, которая определяется плотностью слагающих их минералов, которые в свою очередь, делятся на тяжелые (более 4), средние (2,5-4,0) и легкие (менее 2,5). Кроме того, существует еще и такое понятие как насыпная плотность, характеризующая отношение массы руды к занимаемому ей объему. 1.2.3. Гранулометрический состав Гранулометрический состав характеризуется количественным распределением зерен ПИ по крупности. Средний размер частиц рассчитывается по одной из формул где l – длина, b – ширина и h – высота частицы. Класс крупности обозначают как, например, -50+20 мм, т.е. в этот класс крупности входят куски размером от 20 до 50 мм. Разделение материала на класс крупности производят рассевом на ситах (до +0,04 мм), гидравлической (-0,04 мм) или воздушной (-0,074 мм) классификацией в восходящих потоках, а также микроскопическими и др. методами. Иногда для рассева используют седиментационный анализ, основанный на том, что частицы различного удельного веса и крупности, находящиеся в вязкой среде, оседают с различной скоростью. Результаты гранулометрического анализа представляют в форме табл. 1.3. Таблица 1.3 Класс крупности, мм Выход По массе, кг Частный,% Суммарный, % «по плюсу» «по минусу» -16+12 4,5 15 15 100 -12+8 6 20 35 85 -8+4 9 30 65 65 -4+2 4,5 15 80 35 -2+0 6 20 100 20 ИТОГО 30 100 - - Или графически в виде суммарной характеристики крупности материала «по плюсу» или по «минусу» (рис.1.1). Рис. 1.1. Суммарная (а) и суммарная полулогарифмическая (б) характери­стики крупности материала «по плюсу» (I) и «по минусу» (2) Суммарные выходы «по плю­су» (+) или «по минусу» (-) пред­ставляют собой сумму выходов всех классов соответственно круп­нее или мельче отверстий данно­го сита. По данным ситовых ана­лизов (на оси ординат откладывают суммарный выход классов (в процентах), на оси абсцисс - размеры отверстий сит в миллиметрах. На основании суммар­ных выходов материала крупнее диаметра отверстий сита стро­ится кривая «по плюсу» (1), мельче — «по минусу» (2) (рис.1.1). Сумма выходов по обеим кривым должна всегда равняться 100 %. По­этому обе кривые характеристик «по плюсу» и «по минусу» яв­ляются зеркальным отражением одна другой. Они всегда пере­секаются в точке, соответствующей суммарному выходу 50 %. Точка пересечения кривой с осью абсцисс показывает макси­мальный размер куска в данной пробе. По суммарной характе­ристике крупности можно определить выход любого класса. Для этого находят на оси абсцисс размер нужного класса. И из этой точки перпендикулярно к оси проводят прямую до пересе­чения с кривой, откуда проводят параллельную оси абсцисс пря­мую до ее пересечения с осью ординат. Точка пересечения оп­ределяет суммарный выход искомого класса. По таким кривым можно установить теоретически возможный выход класса любой крупности, что необходимо как для определения наиболее рационального метода переработки ПИ, так и оценки количественного соотношения сортов или марок возможной продукции, различающейся по крупности. Суммарные характеристик крупности («по плюсу») могут быть: - выпуклыми - при преобладании в материале крупных зерен; - вогнутыми - при преобладании в материале мелких зерен; - прямолинейными - при равномерном распределении зерен в материале. Во многих случаях грансостав мелких продуктов при дроблении и измельчении ПИ может быть описан уравнением Розена-Риммлера: где R – суммарный остаток на сите с отверстиями d; m,n – параметры зависящие от свойств данного материала. 1.2.4. Технологические свойства минералов К технологическим свойствам минералов, используемым при их разделении в процессе обогащения ПИ относятся: плотность, механические, спектроскопические, магнитные, электрические, физико-химические, термохимические, радиометрические. Плотность минералов Плотность δ минералов определяется их соста­вом и строением кристаллической решетки. Как правило, ми­нералы, содержащие тяжелые металлы, имеют большую плот­ность. Самая большая плотность наблюдается у самородных элементов: золота, серебра, меди и платины. Плотность мине­ралов возрастает с увеличением плотности упаковки кристал­лической решетки: минералы с плотнейшей упаковкой имеют большую плотность по сравнению с минералами цепочечной, ленточной, слоистой и, особенно каркасной структур. Плотность минералов и измельченного полезного ископа­емого определяют с помощью пикнометрического метода или на квадрантных весах И.З. Марголина. Различия в плотности минералов используют для их разделения при переработке полезных ископаемых гравитационными методами обогащения, которые могут осуществ­ляться в воде, воздухе, тяжелой жидкости, суспензии или жид­ком электролите, помещенном в скрещенные электрическое и магнитное поля. Механические свойства минералов Механические свойства кристаллов: величина и характер деформации, твердость и упругость — по разным кристалло­графическим направлениям различны. В одном направлении кристалл может вести себя как пластичный, в другом — как хрупкий. Характер деформации, особенностью которого является от­носительное удлинение (или сжатие) кристалла ±ε = Δl/l. При его растяжении и сжатии, иллюстрирует рис. 1.2 а. Рис. 1.2. Схемы деформации кристаллов (а), трансляционного скольжения (б), краевой дислокации (в), винтовой дислокации (г) и механического двойникования (д) кристаллов На начальных стадиях растяжения удельное (на единицу площади) напряжение а внутренних сил в кристалле растет примерно пропорционально деформации. Кристалл при этом полностью сохраняет упругие свойства вплоть до напряже­ния σ называемого пределом упругости. При снятии внешних напряжений исходные размеры и форма минералов полно­стью восстанавливаются. Упругость связана с прочностью и типом межатомных свя­зей в минерале. Разделение минеральных частиц, имеющих раз­личную упругость, нашло применение при "обогащении по уп­ругости", например, строительных материалов (щебня и гравия). Превышение предела упругости σS вызывает хрупкие или пластические деформации и разрушение кристалла при напря­жении, характеризующем предел его прочности или временное со­противление. Площадь, образованная кривой растяжения (сжа­тия) и осью ε, отражает работу, затраченную на разрыв кристалла. Хрупкое разрушение кристалла наступает сразу же за пределом упругости и происходит по определенным кристалло­графическим направлениям — плоскостям ослабленной силы связи между элементарными частицами кристаллической ре­шетки минерала. В зависимости от строения кристаллической решетки минералов таких кристаллографических направлений в них может быть одно, два, три, четыре или шесть, что приво­дит к образованию минеральных зерен различной формы: от плоской до округлой. Так, кристаллы слюды расщепляются на тонкие листочки в одном направлении (по пинакоиду 001), а кристаллы кальцита легко раскалываются по трем направ­лениям (по ромбоэдру), образуя зерна изометрической фор­мы. Процесс разделения минералов, имеющих различную фор­му зерен, носит название «обогащение по форме». Способность кристаллов разрушаться с образованием глад­ких поверхностей является проявлением спайности. В зависи­мости от характера и силы разрываемых связей спайность может быть: весьма совершенной (зеркальная поверхность слюды, гипса и др.); совершенной (ровная, иногда ступенча­тая поверхность кальцита, галенита, галита и др.); средней (ровная, наряду с неровной поверхность полевых шпатов, ро­говой обманки и др.); несовершенной (неправильная поверх­ность скола берилла, апатита и др.) и весьма несовершенной (неровная поверхность кварца, касситерита и др.). Неровная поверхность у минералов с несовершенной спай­ностью и не имеющих ее может носить ступенчатый, занози­стый (актинолит и др.), раковистый (кварц, опал и др.), крюч­коватый (золото, медь и др.) характер. Различный характер поверхности частиц разных минералов является причиной резких различий минеральных зерен по значению их коэффициен­та трения, что используется для их разделения в процессах "обогащение по трению" и «обогащение по трению и форме». Твердость определяется типом химических связей между атомами и структурой минерала. Наибольшей твердостью об­ладают минералы с чисто ковалентной связью (алмаз); несколь­ко меньшей — минералы со смешанной ковалентно-ионной связью; умеренной - с ионной связью; низкой — с водород­ными и ван-дер-ваальсовыми связями. В соответствии с этим многие слоистые, водные и молекулярные кристаллы отлича­ются низкой твердостью. Твердость возрастает с увеличением плотности упаковки атомов и заряда катиона или аниона, об­разованием каркасной структуры минерала. Точечные дефекты — вакансии, микропримеси, ди­слокации и степень совершенства (блочность) кристаллических индивидов — заметно влияют на микротвердость минералов. Теоретическая прочность кристаллов практически всег­да значительно выше реальной. Классификация минералов по твер­дости и хрупкости, помимо оценки их влияния на энергоем­кость и эффективность процессов дробления и измельчения, по­зволяет анализировать возможность избирательного дробления, измельчения или истирания с целью последующего разделения их по крупности, называемого "обогащением по крупности". Спектроскопические и радиоспектроскопические свойства минералов Это свойства определяющие характер взаимодействия различных видов излучения с веществом. Магнитные свойства минералов определяются в основном химическим составом и отчасти структурой минералов и проявляются в магнитном поле. Они возникают и проявляются в магнитном поле. Каждый минерал характеризуется магнитной проницаемостью минералов (μМ) и магнитной восприимчивостью (χ = μМ-1), определяющую намагниченность минералов. Намагниченность минералов М определяется – М= χН (Н –напряженность магнитного поля). По магнитной восприимчивости и характеру намагниченности от напряженности внешнего магнитного поля минералы делятся на диамагнетики (χ>0 (10-7-10-6cм3/г), μМ<1), парамагнетики (χ<0 (не более 10-4 cм3/г), μМ>1) и ферромагнетики (χ >>1 (более10-4cм3/г), μМ>>1). Диамагнетики попадают в немагнитную фракцию. Парамагнетики относятся к слабомагнитным минералам, но их намагниченность возрастает с ростом напряженности магнитного поля и уменьшается при нагреве. Ферромагнетики относятся к сильно магнитным материалам. Электрические свойства минералов используются в процессах электрической сепарации и флотации. Основными характеристиками являются – удельное электрическое сопротивление (ρ) и удельная электропроводность(1/ρ). По величине электропроводности все минералы подразделяются на проводники, полупроводники и диэлектрики. Физико-химические свойства поверхности минералов. Основной характеристикой физико-химических свойств поверхности минералов является значение удельной свободной поверхностной энергии на границе раздела с жидкостью или газом. Появление свободной поверхностной энергии обусловлено неодинаковым притяжением молекул поверхностного слоя со стороны самого минерала и соприкасающейся с ним жидкой или газообразной фазы. Значение удельной поверхностной энергии зависит от разницы в значениях полярности соприкасающихся фаз. Мерой полярности может служить, например, ее диэлектрическая проницаемость. Так, воздух и жидкие органические вещества имеют низкую диэлектрическую проницаемость и являются неполярными или аполярными фазами. Вода, наоборот, обладает высокой диэлектрической проницаемостью и является одной из наиболее полярных фаз. Энергия взаимодействия минеральных поверхностей с водой и воздухом и значения поверхностной энергии на границе их раздела определяются характером связей, разрушаемых при дроблении и измельчении. Если при этом энергия взаимодействия поверхности с полярными молекулами воды будет велика, то в этом случае молекулы воды будут притягиваться к поверхности минералов делая ее гидрофильной, т.е. смачиваемой. Если же при разрушении происходит разрыв слабых связей, то в этом случае поверхность сильнее взаимодействует с воздухом и поверхность становится гидрофобной или несмачиваемой. Эти два свойства поверхности минералов используются при их флотации. Флотация - это метод обогащения тонкоизмельченного материала в водной среде, в присутствии воздуха. Процесс флотации осуществляется в перемешиваемой водной ми­неральной суспензии (флотационной пульпе), в которую тем или иным способом вводят воздух. Одни минералы не смачиваются водой (гидро­фобные), прилипают к воздушным пузырькам и выносятся ими на поверхность пульпы, образуя минерализованную пену (пенный продукт). Другие минералы смачиваются водой (гидрофильные) и остаются в объеме пульпы во взвешенном состоянии (камерный продукт). При прямой флотации в пенный продукт обычно переводят полезный мине­рал (или группу минералов), который называется концентратом, а ка­мерный продукт — хвостами. При обратной флотации пенный продукт является хвостами. В процессе флотации участвуют три фазы: твердая, жидкая и газообразная. Поэтому поверхностные явления рассматриваются на границе этих фаз: жидкое-газообразное, твердое-жидкое, твердое-газообразное. Мера флотируемости определяется краевым углом смачивания, который принято отсчитывать в сторону жидкой фазы. Возможность смачивания минеральной поверхности можно определить при работе адгезии, когда наносятся капли воды. Адгезия - это взаимодействие жидкой и твердой фаз в данном случае на границе их раздела. Химические свойства минералов. Эти свойства определяют растворимость минералов в неорганических растворителях и возможность применения гидрометаллургических процессов в технологических схемах ОПИ. Различие в химических свойствах используется при выщелачивании, представляющим собой операцию селективного растворения одного или нескольких минеральных компонентов. 1.3. Классификация процессов обогащения полезных ископаемых 1.3.1. Подготовительные К подготовительным процессам обогащения полезных ископаемых (ОПИ) относятся: - процессы разделения материала по крупности – грохочение и классификация, обеспечивающие разделения материала на классы крупности, необходимые для получения максимальной эффективности разделения при использовании различных методов обогащения и наибольшего экономического эффекта; - процессы разрушения минеральных комплексов – дробление, измельчение и дезинтеграция, обеспечивающие раскрытие (разъединение) минералов перед их разделением; - процессы изменения физических, физико-химических свойств и химического состава разделяемых минералов, с целью увеличения различия их технологических свойств и повышения эффективности процессов обогащения. 1.3.2. Основные обогатительные процессы • гравитационные; • магнитные методы; • электрические; • радиометрические; • флотационные методы обогащения; • специальные методы, к которым относят: ▪ обогащение по крупности; ▪ обогащение по форме и трению, основанное на использовании различий траекторий и скоростей движения разделяемых частиц по наклонной плоскости; ▪ обогащение по упругости, основанное на разнице траекторий, по которым отбрасываются при падении на поверхность частицы минералов, имеющих различную упругость; ▪ адгезионные процессы, основанные на способности минералов прилипать к жировой или термопластичной поверхности; ▪ химические методы, основанные на селективном растворении ценных компонентов (ЦК) или вредных примесей. 1.3.3. Вспомогательные процессы обогащения и процессы производственного обслуживания • обезвоживание и обеспыливание продуктов обогащения путем их дренирования, сгущения, фильтрования и сушки для доведения влажности этих продуктов до установленной нормы; • процессы кондиционирования оборотных вод с целью повторного их использования • процессы очистки сточных вод перед сбросом в водоемы. 1.4. Показатели обогащения ПИ и их обогатимость 1.4.1. Технологические показатели Технологические результаты обогащения того или иного по­лезного ископаемого нельзя оценить при помощи одного како­го-либо показателя. Необходимо учитывать несколько основ­ных показателей, характеризующих процесс обогащения в це­лом. К основным показателям относят: содержание компонента в исходном сырье; выход продуктов обогащения; извлечение компонентов в продукты обогащения и качество продуктов обогащения. Содержанием компонента называется отношение массы компонента к массе продукта, в котором он находится. Содер­жание компонентов обычно определяется химическими анали­зами и выражается в процентах, долях единицы или для драго­ценных металлов в граммах на тонну (г/т). Содержание компо­нентов принято обозначать греческими буквами: α — содержа­ние в исходной руде; β — содержание в концентрате и промпродукте; Θ – содержание в хвостах или отходах. Выходом продукта обогащения называется отношение мас­сы полученного продукта к массе переработанного исходного сырья. Выход выражается в процентах или долях единицы и обозначается греческой буквой γ. Извлечением компонента в продукт обогащения называется отношение массы компонента в продукте к массе того же ком­понента в исходном полезном ископаемом. Извлечение выра­жается обычно в процентах или долях единицы и обозначается греческой буквой ε. Извлечение полезного компонента в кон­центрат характеризует полноту его перехода в этот продукт в процессе обогащения. Качество продуктов определяется содержанием ЦК, вредных примесей, грансоставом и должно отвечать требованием, предъявляемым потребителем. Требования к качеству концентратов называются кондициями и регламентируются ГОСТами, техническими условиями (ТУ) и временными нормами. Все технологические показатели обогащения взаимосвяза­ны. Поэтому, зная значения одних, можно расчетным путем по­лучить значения других. Если нам известно содержание полез­ного компонента в исходном сырье и продуктах обогащения, то можно подсчитать выходы продуктов обогащения, извлечение полезного компонента в концентрат и т.д. Если обозначим массу исходного сырья Qисх, массу полу­ченных продуктов обогащения концентрата QК и отходов Qотх, то выход концентрата γк (%) и отходов γотх (%) можно опреде­лить по формулам : Так как сумма выходов конечных продуктов обогащения равна выходу исходного сырья, принимаемому обычно за 100 %, можно составить баланс переработанного материала (для кон­центрата и отходов): . Зная, что γисх = 100 %, запишем γк + γотх=100. Суммарная масса ценного компонента в продуктах обога­щения должна соответствовать массе его в исходном сырье. Это условие принято называть балансом ценного компонента: Суммарная масса ценного компонента в продуктах обога­щения должна соответствовать массе его в исходном сырье. Это условие принято называть балансом ценного компонента: , где извлечение полезного компонента (ПК) в концентрат εк (%) опре­деляется по формуле или . Из уравнения баланса следует, что Эффективность процессов обогащения характеризуется степенью обогащения, или степенью концентрации . Степень сокращения Для количественной оценки эффективности обогащения ПИ при разделении его на два продукта обычно используется формула Ханкока-Луйкена . Процесс обогащения будет весьма эффективен, если η>75%, эффективен – при η>50% и неэффективен – при η<25%/ 1.5.Технологические схемы обогащения Технологической схемой называют графическое изображение последовательности технологических операций при ОПИ. К ним относятся: • качественная схема (рис.1.3 а), содержащая информацию о качественных изменениях ПИ в процессе его переработки и режиме осуществления отдельных технологических операций; • количественная схема (рис.1.3 б), содержащая количественные данные о распределении ПИ и его ЦК-ов по отдельным технологическим операциям в ед. массы и в процентах от исходной руды, количество которой 100%; • вводно-шламовая схема (рис.1.4 а), содержащая данные о количестве воды и твердого в каждой операции и продуктах обогащения; • схема цепи аппаратов (рис.1.4 б). Осуществить подготовку руды к обогащению и ее обога­щение с получением конечных продуктов в один прием обыч­но не удается: получаемые концентраты в процессе одной операции еще недостаточно богаты, а хвосты — недостаточно бедны. Повторные операции обогащения называются перечистными, если они применяются к полученным концентратам, и контрольными, если применяются к хвостам предыдущих опе­раций обогащения (см. рис. 1.3 и 1.4). Получаемые в ходе перечистных и контрольных операций продукты называются промежуточными, или промпродуктами, и направляются в предыдущую технологическую операцию или перерабатыва­ются отдельно. Операции дробления и измельчения называют­ся стадиями. При одностадиальном дроблении или измельче­нии исходный продукт доводится до необходимой для после­дующего измельчения или обогащения крупности в один при­ем: при двухстадиальном — в два последовательных приема и т.д. При наличии между стадиями операций обогащения схе­ма называется схемой стадиального обогащения. Рис. 1.3. Качественная (а) и количественная (б) технологические схемы обогащения полезных ископаемых: Q — производительность фабрики, т/ч; γ — выход продукта, %; β — содержание извлекаемого компонента, %; ε — извлечение компонента. % Рис. 1.4. Водно-шламовая технологическая схема (a) и схема цепи аппара­тов (б): Q — производительность фабрики, т/ч; R — соотношение жидкой (Ж) и твердой (Т) фаз в пульпе; V—объем пульпы, м3/ч; W—объем воды в пульпе, м3/ч; Z — объем све­жей воды, добавляемой в пульпу, м3/ч Тема 2. Классификация руд по крупности Процесс разделения исходного материала на два или не­сколько классов имеет общее название - классификация по крупности. Такое разделение может осуществляться двумя ос­новными способами: грохочением и классификацией в водной или воздушной среде. 2.1. Грохочение 2.1.1. Основные положения Грохочением называется процесс разделения кусковых и зер­нистых материалов на продукты различной крупности, называ­емые классами, с помощью просеивающих поверхностей с калиброванными отверстиями (колосниковыми решетками, листовыми и проволочными решетами). При осуществлении грохочения в воз­душной среде оно называется сухим, в водной среде — мокрым. В обоих случаях грохочение осуществляется в аппаратах, на­зываемых грохотами. В результате грохочения исходный материал разделяется на надрешетный (верхний) продукт, зерна (куски) которого боль­ше размера отверстий просеивающей поверхности, и подрешетный (нижний) продукт, зерна (куски) которого меньше раз­меров отверстия просеивающей поверхности. Надрешетный продукт называют классом +d (крупнее (d), а подрешетный про­дукт - d (мельче d), где d — размер отверстия сита. При после­довательном просеивании материала на п ситах получается п+1 классов крупности от +d1; -d1 + d2; -d2 + d3; и так далее до – dn. Последовательный ряд абсолютных размеров сит, применяе­мых при грохочении, называется шкалой сит или шкалой гро­хочения. Постоянное отношение размера отверстий предыду­щего сита к размеру отверстий последующего называется моду­лем шкалы сит. Чаще всего применяются шкалы сит с модулем 2 (100; 50; 25; 13 мм и так далее) и , в основании которой принято сито с отверстием размером 0,074 мм. Грохот имеет одну или несколько просеивающих поверхностей, установленных в одном или нескольких коробах. Процессы разделения по крупности имеют важное значе­ние при обогащении полезных ископаемых. По техническому назначению различают несколько типов процесса грохочения. Подготовительное грохочение применяется для разделения материала на несколько классов, предназначенных для после­дующей раздельной обработки. Вспомогательное грохочение применяется при дроблении для выделения готового класса из продукта перед его дроблени­ем (предварительным грохочением), для контроля крупности дробленого продукта (поверочное, или контрольное грохоче­ние) и совмещенное, когда обе операции объединяются в одну. Самостоятельное грохочение применяется для разделения на классы, представляющие собой готовые продукты (такому разделению — сортировке — подвергают железные руды, угли, строительные материалы и так далее). Избирательное грохочение применяется для обогащения по­лезных ископаемых при различии в твердости, крепости или форме кусков ценного компонента и пустой породы, в резуль­тате чего получаются продукты, различающиеся не только по крупности, но и по содержанию в них ценного компонента. Обезвоживающее грохочение применяется для удаления ос­новной массы воды или пульпы от зернистых материалов и от­деления суспензии от продуктов сепарации в тяжелой среде. В зависимости от крупности наибольших кусков в исход­ном питании грохотов и размеров отверстий просеивающих поверхностей различают крупное (максимальный кусок до 1200 мм, размер отверстий от 300 до 100 мм), среднее (максимальный кусок до 350 мм, размер отверстий от 60 до 25 мм), мелкое (мак­симальный кусок до 75 мм, размер отверстий от 25 до 6 мм), тонкое (мак­симальный кусок до 10 мм, размер отверстий от 5 до 0,5 мм) и особо тонкое (размер отверстий до 0,045 мм) грохочение. 2.1.2. Закономерности и эффективность грохочения Основным показателем грохочения является его эффектив­ность Ег (%), характеризующая точность разделения матери­ала по крупности. Численно она определяется отношением количества подрешетного продукта к общему количеству его в исходном продукте, т. е. представляет собой извлечение ниж­него класса в подрешетный продукт. Если обозначим через α, β и Θ содержание нижнего класса соответственно в исходном, подрешетном и надрешетном продуктах, то на основании уравнения эффективность гро­хочения можно рассчитать по следующей формуле: (2.1) В случае, когда зерна крупнее заданного размера не попа­дают в подрешетный продукт и β = 100%, получаем: (2.2) Так как в производственных условиях непосредственное оп­ределение массы полученного подрешетного продукта затруд­нено, на практике пользуются другой формулой для расчета эффективности (или КПД) грохочения: где η — КПД грохочения, %; а и b — содержание нижнего клас­са соответственно в исходном и надрешетном продукте, % . Значения а и b определяют на основании тщательного рас­сева проб исходного материала и надрешетпого продукта, про­веденного на ситах с тем же размером и формой отверстий, что и на сите грохота. Основными показателями работы грохота являются его про­изводительность и эффективность грохочения. Эти показатели всегда взаимосвязаны. Производительность различных грохо­тов можно сравнивать при условии, что они обусловливают одинаковую эффективность грохочения. Обычно считается, что от ширины грохота зависит его производительность, а от дли­ны — эффективность грохочения. При грохочении сыпучего материала эффективность гро­хочения зависит от продолжительности рассева С. (2.3) где е — основание натуральных логарифмов; К и п — пара­метры, характеризующие грохотимость материала. Поэтому увеличение производительности грохота, приво­дящее к уменьшению продолжительности рассева материала, сопровождается понижением эффективности грохочения. На эффективность грохочения значительное влияние оказы­вают также гранулометрический состав и влажность исходно­го материала, размер и форма отверстий сит на грохоте, частота и амплитуда колебаний просеивающей поверхности, угол накло­на сита и угол подбрасывания материала, способ грохочения. Эффективность грохочения возрастает с увеличением со­держания подрешетного продукта в исходном материале и при значениях его 60-80 % становится максимальной. Нали­чие в исходном материале так называемых «трудных» зерен, имеющих размер, близкий к размеру отверстия сита, и вызы­вающих их забивку, понижает эффективность грохочения. Влажность исходного материала (содержание внешней вла­ги) весьма значительно ухудшает эффективность грохочения, особенно мелких материалов. Для повышения ее при грохоче­нии глинистых влажных материалов применяют их подсушку горячим воздухом или подогрев сит токами высокой частоты. Однако при повышенном содержании влаги в исходном ма­териале мелкие зерна слипаются в крупные агрегаты и разде­лить их при сухом грохочении с достаточной эффективно­стью не удается. В таких случаях предусматривается мокрое грохочение, при котором вода подается на грохот вместе с ис­ходным материалом. При оценке эффективности грохочения углей рекоменду­ется пользоваться номограммой, учитывающей производитель­ность грохота, засорение надрешетного продукта нижним клас­сом, содержание нижнего класса в исходном материале и раз­мер отверстий сита. При этом производительность грохотов уменьшается прямо пропорционально размеру отверстий про­сеивающей поверхности. Производительность грохотов в общем случае зависит от удельной нагрузки (6-25 т/м2ч), площади сита, насыпной плот­ности материала и коэффициентов, учитывающих влажность исходного материала, режим работы грохота, размер и форму отверстий просеивающей поверхности. 2.1.3. Просеивающие поверхности В качестве рабочих просеивающих поверхностей в произ­водственных условиях применяются колосниковые решетки, штампованные, литые и сварные решета, проволочные и рези­новые сита (рис. 2.1). Рис. 2.1. Просеивающие поверхности грохотов: а — металлические щелевидные или колосниковые решетки (живое сечение 40-70%); б — сварные металлические решета (живое сечение 50-70%); в — металлические штам­пованные сита и решета (живое сечение 35-40%); г — тканые сита из металлической проволоки, синтетического волокна или комбинированные (живое сечение 40-60%); д — литые секционные резиновые или синтетические сита (живое сечение 40-70%); е — шпальтовые металлические сита (живое сечение 8-40%); Просеивающие поверхности характеризуются коэффици­ентом живого сечения SС — отношением площади отверстий сита (площади живого сечения) к общей его площади. Сита с мелкими ячейками принято характеризовать их плотностью Кс, %, т. е. отношением площади, занимаемой проволокой, к общей площади сита: (2.4) В зависимости от величины Кс различают сита малой (до 25 %), нормальной (25-50%), большой (50-75%) и особен­но большой (свыше 75 %) плотности, Чем меньше плотность сетки, тем больше ее живое сечение, выше эффективность гро­хочения и производительность, однако прочность и срок службы меньше, чем у сеток большей плотности. Преимущественно для крупного, а также среднего грохо­чения (по крупности от 50 до 300 мм) применяются колоснико­вые решетки (рис. 2.1, а). Они набираются из колосников, парал­лельно скрепленных между собой со строго определенными за­зорами, от величины которых зависит максимальный размер зерен подрешетного продукта. Ширина зазора между колосни­ками обычно бывает не менее 50 мм. Наилучшим профилем се­чения колосников является трапециевидный, так как при про­хождении через расширяющуюся щель зерна не заклиниваются в ней. Простота изготовления, повышенная прочность и боль­шой срок службы колосниковых решеток обусловливают широ­кое их распространение, особенно при крупном грохочении. Для среднего и мелкого грохочения (по крупности от 10 до 100 мм) применяют сварные (рис. 2.1, 6) и штампованные (рис. 2.1, в) решета, представляющие собой перфорированные листы. Круглые, овальные, квадратные, прямоугольные или щелевидные отверстия располагают в решете параллельными рядами, в шахматном порядке или «в елочку». Срок службы штампованных металлических решет составляет 4-6 месяцев. Для повышения долговечности их гуммируют или полностью изготовляют из резины или резиноподобных полимерных ма­териалов. Например, при переработке абразивных горных по­род применяют литые резиновые решета преимущественно с квадратными отверстиями размером от 15 до 35 мм. Срок их службы в 10-20 раз больше, по сравнению с металлическими. Основные преимущества перфорированных решет — жесткость и большой срок службы; основной недостаток — малое живое сечение, величина которого редко превышает 40 % . Для мелкого и среднего грохочения наиболее часто при­меняют тканые, плетеные, шпальтовые и струнные сита. Тканые и плетеные сита (рис. 2.1, г) изготовляют преимуще­ственно с квадратными и прямоугольными отверстиями раз­мером от 100 до 0,04 мм из стальной, бронзовой, медной или никелевой проволоки. В операциях мелкого грохочения исполь­зуют сита из частично рифленой или сложно рифленой про­волоки. Основными достоинствами проволочных сит, по срав­нению с решетами, являются большое живое сечение их и ма­лая масса. В последние годы все большее применение находят сита (рис. 2.1, д) из резины и различных полимерных матери­алов (например, капроновые, капросталевые, резиновые, полиуретановые и другие сита), срок службы которых в несколько раз больше металлических. При мелком и иногда тонком грохочении широко приме­няют шпалътовые сита (рис. 2.1, е), представляющие собой ще­левидные сита, набираемые из проволоки круглого или стер­жневого трапециевидного сечения с шириной щелевидных от­верстий в свету от 0,25 до 16 мм. Шпальтовые сита изготов­ляют обычно из нержавеющей стали, и срок службы их со­ставляет 2-3 месяца. При грохочении материалов с содержанием значительно­го количества глинистого материала повышенной влажности находят применение струнные сита, просеивающая поверх­ность которых образуется из стальной проволоки или резино­вых нитей, натянутых по всей длине грохота. Постоянство размеров щелей просеивающей поверхности обеспечивается установкой поперечных резиновых гребенчатых планок или промежуточных стержней. Для рассева материалов с повышенной влажностью про­изводят также ряд сит специальных конструкций. Эффектив­ность рассева на них достигается в основном вследствие са­моочистки ячеек при колебаниях элементов сита относитель­но друг друга. Сита могут быть набраны, например, из рас­положенных в одной плоскости двух проволочных систем, независимых друг от друга, но скрепленных между собой ви­броэлементами из резинометаллического соединения. Свобод­ные колебания проволок и систем относительно друг друга предотвращают залипание просеивающей поверхности. 2.1.4. Конструкции грохотов К настоящему времени предложено и используется боль­шое число различных конструкций грохотов. Различие их за­ключается в способе разрыхления и передвижения материала на просеивающей поверхности. Известные конструкции грохотов можно разделить на две большие группы: неподвижные и механические. К неподвиж­ным грохотам относятся колосниковые, дуговые, плоские гид­равлические, конические, цилиндрические и вертикальные; к механическим — валковые, барабанные, плоские качающиеся, гирационные (полувибрационные), инерционные, самобалан­сные, резонансные и электровибрационные. Рис.2.2. Схемы грохочения на неподвижных колосниковых (а), дуговых (б), плоских гидравлических (в), конических (г), цилиндрических (д) и вертикаль­ных (е) грохотах В практике грохочения полезных ископаемых в настоящее время применяют в основном грохоты следующих конструк­ций: неподвижные - колосниковые, прямоугольные, кониче­ские, дуговые, плоские гид­равлические, цилиндрические и вертикальные; подвижные — механические (барабанные и ви­брационные, инерционные, валковые, плоские качающиеся, гирационные (полувибрационные), инерционные, самобалан­сные, резонансные, электровибрационные и самобалансные). В практике обо­гащения наибольшее распространение получили вибрационные грохоты, так как они имеют высокую производительность и эф­фективность грохочения. Грохоты неподвижного типа Неподвижные колосниковые грохоты представляют собой колосниковые решетки (рис. 2.2, а), устанавливаемые под углом 30 -25° при грохочении углей и 40-45° при грохочении руд. Ширина грохота обычно равна двум-трем размерам макси­мального куска исходной руды, а длина — удвоенной ширине грохота. Исходный материал загружается в верхнюю часть решетки и движется вниз самотеком. При этом мелочь час­тично проваливается через зазоры между колосниками. Для увеличения производительности и эффективности грохоче­ния, особенно глинистых и влажных руд, применяют решетки с консольно-закрепленными колосниками, вибрирующими при движении материала, что обеспечивает самоочистку просеи­вающей поверхности. Преимуществами колосниковых грохотов являются: просто­та устройства и обслуживания, отсутствие энергозатрат, воз­можность изготовления на предприятиях из самых разно­образных материалов (старых рельсов, балок и др.), возмож­ность загрузки непосредственно из автомашин, железнодорож­ных вагонов, шахтных скипов. Недостатком их является низ­кая эффективность грохочения, обычно не превышающая 50-60%. Поэтому неподвижные колосниковые грохоты ис­пользуют обычно для выделения наиболее крупных классов и в тех случаях, когда низкая эффективность грохочения, (на­пример, перед первой стадией дробления) не оказывает суще­ственного влияния на эффективность последующих процессов переработки полезного ископаемого. Дуговые грохоты (рис. 2.2, б) предназначены для мокрого грохочения тонкого и мелкого материала крупностью от 0,1 до 2,5 мм. Пульпа в них подается по касательной к шпальтовому ситу грохота под небольшим напором. Возникающая при этом центробежная сила способствует эффективному вы­делению воды и мелкого продукта через щелевые отверстия сита, которые при обезвоживании продукта располагаются вдоль, а при грохочении — поперек потока пульпы. В послед­нем случае крупность частиц подрешетного продукта пример­но в 2,5 раза меньше ширины щелей сита. Для повышения эф­фективности грохочения некоторые конструкции дуговых гро­хотов снабжены ударными устройствами или вибраторами (на­пример, грохоты типа "Рапифайн") с частотой встряхивания сита 5-20 раз в минуту. Дуговые грохоты отличаются про­стотой устройства, большой удельной производительностью и высокой (до 90 %) эффективностью грохочения при боль­ших колебаниях содержания твердого в пульпе (от 7 до 70 %). Недостатком дуговых грохотов является быстрый износ се­ток, особенно на абразивных пульпах. Плоские гидравлические грохоты (рис. 2.2, в), или гидро­грохоты, предназначены для грохочения в потоке пульпы из­мельченных рудных материалов и углей крупностью до 3 мм (на гидравлических ситах) и для мокрой классификации углей на машинные классы (на гидравлических грохотах типа "Луганец"). Исходная пульпа подается сверху. При тонком грохочении сито устанавливается под углом 45-55° к горизонту и обычно оборудовано ударным механиз­мом, чтобы исключить забивание отверстий сита. Эффектив­ность грохочения при этом составляет 50-70 %. Гидрогрохот «Луганец» входит в состав комплекса для подготовки угля по крупности перед его обогащением. Конические (рис. 2.2, г) и цилиндрические (рис. 2.2, д) гро­хоты по принципу действия аналогичны дуговым. Просеива­ющая их поверхность выполнена из шпальтовых сит с разме­ром щели 0,5-1,0 мм. Пульпа подводится под некоторым на­пором по касательной к верхней конической или цилиндри­ческой части грохота, получает вращательное движение и по спирали перемещается к вершине конической части, где раз­гружается через патрубок. Подрешетный продукт разгружа­ется во внешний кожух грохота и выводится через патрубок в вертикальные грохоты рис. 2.7, в) представляют собой установленные на резиновом основании вертикально и близко друг к другу два плоских сита. Исходный мелкий материал поступает в пространство между ними и за счет вибраций грохота отклоняется то на одно, то на другое сито. Вибрация создается эксцентриковым или дебалансным приводом. Ши­рина щелей у сит и угол их наклона выбираются в зависимо­сти от крупности обрабатываемого материала. Достоинства­ми грохотов являются довольно высокая удельная производи­тельность за счет больших ускорений материала при грохо­чении, почти полное предотвращение забивания сит и воз­можность разделения по крупности влажного слипшегося ма­териала. Недостатком грохотов является высокая нагрузка на сито и, следовательно, сильный износ ситовой поверхности. Грохоты механического типа Все грохоты механического типа делятся на легкие, сред­ние и тяжелые, предназначенные для грохочения материалов с насыпной плотностью соответственно 1,0; 1,6 и более 2,5 т/м3. В соответствии с действующим стандартом различные типы грохотов обозначаются буквами и цифрами. Первая буква Г обозначает грохот; вторая буква характеризует исполнение: Г- гирационный или гидрогрохот, И - инерционный, С - самобалансный, Р-резонансный, К - конический, Ц — ци­линдрический; третья буква определяет тип грохота: Д — двухкоробный, Л — легкого типа, С — среднего типа, Т - тяже­лого типа. Первая цифра числового обозначения характеризует ширину короба грохота: 3— 1250 мм, 4— 1500 мм, 5— 1750 мм, 6 — 2000 мм, 7 — 2500 мм, 8 — 3000 мм; вторая цифра — число сит. Например, ГИЛ-52 — грохот инерционный легкого типа с шириной короба 1750 мм, двухситный. Валковые грохоты состоят из ряда параллельных валков, вращающихся по ходу движения материала. Ведущий валок, соединенный цепной передачей с приводом и другими валка­ми, находится в средней части рамы грохота, наклоненной под углом 12—15°. На валки насажены или отлиты вместе с ними эксцентрич­ные диски, фигурные симметричные сферические треугольники или эллипсовидные насадки, образующие просеивающую поверхность с квадратными отверстиями 50, 75, 100, 125, 150 мм. Грохоты нашли применение при грохочении углей, из­вестняков и других неметаллических ископаемых крупностью до 300 мм. Барабанные грохоты имеют цилиндрическую или кониче­скую просеивающую поверхность из перфорированных сталь­ных листов или сетки. Ось цилиндрического барабана накло­нена к горизонту под углом А-7°, ось конического - гори­зонтальна. Исходный материал крупностью до 300-500 мм по­дается внутрь вращающегося барабана. Если материал необ­ходимо рассеять на несколько классов крупности, барабан по длине собирается из ряда секций с разными отверстиями, уве­личивающимися к разгрузочному концу. Барабанные грохоты широко применяются, например, для промывки и грохочения руд россыпных месторождений благородных и редких метал­лов. Достоинствами их являются: простота конструкции, спо­койная, бесшумная работа, простота обслуживания и надеж­ность в работе; возможность мокрого грохочения сильногли­нистых крупнокусковых материалов. К недостаткам грохотов следует отнести низкую удельную производительность и не­высокую эффективность грохочения. Плоские качающиеся грохоты (рис. 2.3, а) устанавливают­ся под углом а = 8-12° к горизонту на упругих опорах или подвешиваются на специальных упругих подвесках и приво­дятся в возвратно-поступательное движение от эксцентрико­вого механизма. При этом величина хода и траектория дви­жения короба не зависят от скорости вращения приводного вала и загрузки грохота. Исходный материал крупностью от 1 до 350 мм (оптимальная крупность 40-50 мм) загружается в верхнюю часть короба и за счет сил инерции перемещается к его разгрузочному концу. Грохоты применяются главным об­разом для грохочения и обезвоживания угля и других неме­таллических полезных ископаемых. Рис. 2.3. Кинематические схемы грохотов: а — плоских качающихся; 6 — гирационного; в — инерционного с простым дебалансом; г — инерционного самоцентрирующегося Гирационные (полувибрационные) (рис. 2.3, б) грохоты в подвесном и в опорном исполнении характеризуются круго­вым движением короба с ситом в вертикальной плоскости, вызываемым эксцентриковым валом. При этом сито грохота, устанавливаемого наклонно под углом 20-30° к горизонту, остается параллельным самому себе в течение всего оборота вала. В результате такого движения короба материал на сите встряхивается, разрыхляется и продвигается вниз по уклону сита, подвергаясь рассеву. Для уравновешивания центробежных сил инерции, возни­кающих от массы короба, на валу закрепляются маховики с контргрузами. Независимость амплитуды колебаний полуви­брационных грохотов от величины загрузки позволяет приме­нять их для грохочения материала крупностью от 1 до 400 мм в тяжелых условиях с высокой производительностью. Недо­статком данных грохотов является сложность их конструкции. Инерционные грохоты (рис. 2.3, в, г) в подвесном и опор­ном исполнении совершают колебания под действием неурав­новешенных масс дебалансов, устанавливаемых на валу. При вращении вала и дебалансов возникают центробежные силы инерции, в результате короб грохота, устанавливаемого под уг­лом до 25° к горизонту, описывает эллиптическую траекторию. Зависимость амплитуды колебаний от величины загрузки короба и связанные с этим колебания оси вращения вала яв­ляются недостатками инерционных грохотов с простым дебалансом (см. рис. 2.3, в). В инерционных самоцентрирующихся грохотах (см. рис. 2.3, г), в отличие от грохотов с простым дебалансом, используется вал с эксцентриковыми заточками, диаметрально противоположно которым расположены дебалансые грузы маховиков, уравновешивающие центробежную силу инерции короба при вращении вала. При этом ось вала будет неподвижна в пространстве, а короб будет описывать круговые движения вокруг оси. Инерционные грохоты обоих типов отличаются простотой конструкции, надежностью в ра­боте, высокой производительностью и эффективностью при грохочении различных типов минерального сырья крупностью обычно до 160 мм. В самобалансных грохотах (рис. 2.4, а) подвесного или опор­ного исполнения в качестве приводного механизма использу­ется самобалансный вибратор, устанавливаемый над ситом грохота. Вибратор состоит из двух одинаковых дебалансов, вращающихся на параллельных валах в противоположные сто­роны с одинаковой скоростью. При любом положении грузов вибратора силы вдоль оси II-II взаимно уравновешиваются как силы, противоположно направленные и равные по вели­чине, а действуют только силы вдоль оси I-I. Поэтому вибра­тор сообщает коробу прямолинейные колебания под углом к плоскости сита, которые вызывают движение материала по си­ту. Недостатком самобалансных грохотов является сложность конструкции вибратора. Достоинства — малая высота, высо­кая эффективность и производительность при грохочении. Они применяются для грохочения влажных и глинистых материа­лов и рассева агломерата. Рис.2.4. Схемы самобалансного (а), резонансного (б) и электровибраци-(в) грохотов Резонансные грохоты (рис. 2.4, б) состоят из двух колеб­лющихся масс: горизонтального короба с ситами и подвиж­ной рамы, удерживаемых и связанных между собой пружина­ми и амортизаторами. Короб получает колебания от эксцен­трикового механизма, укрепленного на раме. Так как короб и рама соединены между собой пружинами, то колебания пере­даются также и подвижной раме. При этом короб и рама дви­жутся в противоположные стороны, совершая прямолиней­ные колебания. Центр тяжести системы остается неподвижным, а ампли­туда колебаний короба и рамы определяется величиной их масс, которые подбирают таким образом, чтобы система работала в резонансном режиме, обеспечивающем минимальный расход энергии. Достоинствами резонансных грохотов являются их ди­намическая уравновешенность, большая просеивающая по­верхность и производительность, высокая эффективность. Не­достаток — сложность конструкции, наладки и регулировки. Они применяются для грохочения и обезвоживания углей, де-шламации, отделения суспензии и отмывки утяжелителя. У электровибрационных грохотов (рис. 2.4, в) используется электромагнитный вибратор с большой частотой и малой ам­плитудой колебаний, приводящий в движение упругую систе­му грохота, короб, раму, просеивающую поверхность. Производительность и эффективность работы грохотов лю­бой конструкции зависят, прежде всего, от их механического состояния, правильности монтажа и наладки, характеристики материала и тщательности обслуживания. Обязательными условиями эффективной работы грохотов являются: равномерное питание их исходным материалом во времени и по ширине; правильное и равномерное натяжение, хорошее состояние и чистота сит; правильное направление вращения вала грохота; своевременная смазка и нормальный нагрев подшипников, исправность всех частей грохота. Очистку отверстий сит от посторонних предметов и за­стрявших зерен материала производят с помощью щеток, де­ревянных молотков, сжатого воздуха, ультразвука. Пуск и ос­тановка грохота допускается только при отсутствии материала на сите, а ремонт — после остановки грохота. При грохо­чении пылящих материалов грохот должен иметь тщательную герметизацию и исправную вентиляционную систему. 2.2. Классификация процессов разделения по крупности Классификацией называется процесс разделения материа­ла на классы крупности по скоростям падения зерен в жидкой или газообразной среде под действием силы тяжести (в грави­тационном поле), центробежной силы (в центробежном поле) или при одновременном действии этих сил. При этом, если классификация осуществляется в водной среде, она называется гидравлической, если в воздушной среде — пневматической. Гидравлическую классификацию производят в классифи­каторах и гидроциклонах, пневматическую — в воздушных сепараторах. При разделении на два класса крупный продукт называют песками, а мелкий сливом (при гидравлической классификации) или тонким продуктом (при пневматической классификации). Классифика­ция делит материал по равнопадаемости, т. е. каждый класс, полученный при классификации, содержит крупные зерна лег­ких минералов и мелкие зерна тяжелых минералов, имеющие одинаковые скорости падения в среде. 2.2.1. Закономерности свободного и стеснённого падения частиц в водной и воздушной средах. Классификация происходит в условиях свободного или стесненного падения зерен. Свободное падение представляет собой движение единичных зерен в среде, исключающей их взаимное воздействие друг на друга. Под стесненным падени­ем понимается движение множества зерен в виде такой массы, когда помимо гравитационных сил и сил сопротивления сре­ды на движение зерен оказывает влияние динамическое воз­действие непрерывно сталкивающихся окружающих зерен. Скорость свободного падения зерна определяется соотно­шением силы тяжести, подъемной (архимедовой) силы и силы со­противления среды, которая зависит от режима движения зерна. При ламинарном режиме тело движется с малой скоро­стью, потоки среды как бы омывают его, не образуя завихре­ний. Сопротивление РВ определяется главным образом вязко­стью среды μ и количественно описывается законом Стокса: (2.5) где v - скорость движения зерна; d - диаметр зерна. Турбулентный режим движения характерен для высоких скоростей движения и сопровождается образованием вихрей у поверхности тела и позади него. Динамическое или инерци­онное сопротивление среды перемещению тела изменяется в этом случае по закону Ньютона — Риттингера: (2.6) где k — коэффициент (равный 1/2, по Риттингеру); F - площадь проекции тела (равнадля шара); — плотность среды. В реальных условиях движущееся зерно испытывает од­новременное действие как сопротивления от вязкости Рв, так и динамического сопротивления Рд, но степень их проявления различна. Характеристикой соотношения сил сопротивлений Рд и Рв и, следовательно, режима движения минерального зер­на в среде является безразмерный параметр Рейнолъдса (Rе) откуда в общем виде: (2.7) При значениях Rе < 1 наблюдается ламинарный режим движения частиц, размер которых не превышает 0,1 мм. При значениях Rе > 1000 и размере частиц более 2 мм наблюдается турбулентный режим движения. Переходной области от лами­нарного к турбулентному режиму движения отвечают значе­ния Rе от 1 до 1000, а крупность частиц от 0,1 до 2 мм. Сопротивление среды для этой области можно рассчитать по формуле Аллена: (3.8) Если подставить значение ц из формулы (3.7) в выраже­ние (2.5) (2.9) и сравнить выражения для Рд [формула (3.6)], для Ра [формула (2.8)] и для Рв [формула (2.9)], то обнаружим, что общий закон сопротивления среды движению зерна описывается формулой P = Ψv2d2Δ (2.10) где Ψ=.f(Re) — коэффициент сопротивления. Графическое изо­бражение зависимости Ψ=.f(Re) в логарифмических коорди­натах, носящее название диаграммы Рейлея (рис. 2.5, кривая Ψ), указывает на постепенный переход от ламинарного к турбу­лентному режиму движения по мере возрастания параметра Rе. Рис. 2.5. Зависимость коэффициента сопротивления Ψ и параметра Re2Ψ от числа Рейнольдса (Rе) Гравитационная сила G, вызывающая падение зерна, бу­дет определяться весом тела в среде. В соответствии с законом Архимеда для шарообразного тела объемом (2.11) где δ — плотность зерна; g — ускорение силы тяжести. Результирующая сила Р1 ускоряющая движение зерна в среде, определится как разность между гравитационной силой G и силой сопротивления Р [формула (2.10)] или (2.12) Увеличение скорости движения частиц в начальный мо­мент под действием гравитационной силы вызывает возрас­тающее сопротивление среды и через доли секунды частица начинает падать с постоянной скоростью v0 В этих условиях и откуда (для общего случая): (2.13) При ламинарном режиме, на основании уравнений (2.5) и (2.11): (закон Стокса). (2.14) При переходном режиме, на основании формул (2.8) и (2.11): С учетом выражения для Rе: (закон Алена) (2.15) При турбулентном режиме, на основании формул (2.6) и (2.11): (закон Риттингера). (2.16) Универсальный метод, пригодный для определения ко­нечных скоростей движения зерен любой крупности, плотно­сти, формы, предложил П.В. Лященко. Он учел, что на основа­нии формул (2.7) и (2.10) можно составить систему уравнений: (2.17) в результате совместного решения которой получим выраже­ние для параметра Rе2 Ψ (2.18) Поскольку при установившемся движении Р = G, то, под­ставляя в формулу (2.18) вместо Р выражение для G из фор­мулы (2.11), находим: (2.19) По уравнению (2.19) на основании известных параметров зерна и среды легко рассчитать значение параметра Rе2Ψ и ис­пользовать его для определения параметра Rе по диаграмме Rе2Ψ = f(Rе), построенной на основе диаграммы Рейлея Ψ =f(Re) и изображенной на рис. 2.5. После этого можно опре­делить конечную скорость падения частицы или непосредст­венной подстановкой полученного значения Rе в формулу (2.7) или подстановкой значения Ψ, найденного по значению Rе на диаграмме Рейлея (см. рис. 2.5, кривая Ψ), в формулу (2.13). Пример 1. Определить конечную скорость движения в воде зерна угля размером d = 25 мм (0,025 м), плотностью δ = 1350 кг/м3, принимая дина­мический коэффициент вязкости воды при температуре 293 К равным μ = 0,001 Н-с/м2, плотность Δ = 1000 кг/м3 g= 9,81 м/с2. По формуле (3.19) значение Rе2Ψ равняется 2807104. На диаграмме Rе2Ψ = f(Rе) (см. рис. 3.5) этому значению соответствует значение Rе = 12400. По формуле (3.7) v=v0= 0,496 м/с. Расчет скорости по формуле (3.13) для значения Ψ= 0,183 (соответствующего найденному значению Rе= 12400) показывает идентичные результаты. Пример 2. Определить конечную скорость движения в воздухе зерна кварца размером d = 1 мм (0,001 м), плотностью δ = 2500 кг/м3, принимая динамический коэффициент вязкости воздуха μ = 0,00002 Н-с/м2, плот­ность Δ = 1,23 кг/м3. По формуле (3.19) значение Rе2Ψ = 39 447. На диаграмме (см. рис. 3.5) этому значению соответствует Rе = 400. По формуле (3.7) скорость v=v0= 7, 18 м/с. При расчете скоростей падения зерен неправильной фор­мы пользуются эквивалентным диаметром dэ частиц, т. е. ди­аметром шара, одинакового с частицей объема: и в расчетные формулы вводят поправочный коэффициент фор­мы Кф, представляющий собой отношение поверхности равно­великого шара к поверхности зерна неправильной формы и рав­ный: 1,0 — при шарообразной; 0,8—0,9 — -при округлой; 0,7 — 0,8 — при угловатой; 0,6 — 0,7 — при пластинчатой форме частиц. Скорость стесненного падения vст зерен всегда меньше ско­рости их свободного падения vо (например, для кварца в 2,76 раза, для галенита в 3,47 раза). Установлена существенная за­висимость скорости стесненного падения от степени разрых­ления или взвешенности минеральных частиц в среде, харак­теризуемой коэффициентом разрыхления ΘР, равным отно­шению объема свободного пространства между зернами к пол­ному объему, занимаемому разрыхленной смесью (значение всегда меньше 1). По П. В. Лященко, (2.20) Формула (2.20) пригодна для определения скорости стес­ненного падения зерен крупностью менее 0,2 мм при класси­фикации тонкозернистого материала. Для определения уст бо­лее крупных зерен — от 0,2 до 12,5 мм — пользуются фор­мулой Ханкока: (2.21) Зерна различной крупности и плотности, но имеющие оди­наковые конечные скорости движения в среде, называются равнопадающими, т. е. v01=v02. В общем случае на основании формулы 2.13: Откуда (2.22) Отношение диаметров равнопадающих легкого и тяжело­го зерен называется коэффициентом равнопадаемости (е). Обозначив через К1 и К2 постоянные коэффициенты, учи­тывающие влияние реологических параметров среды и формы соответственно для легких и тяжелых зерен на основании фор­мул (2.14) — (2.16) находим: для ламинарного режима движения [формула (2.14)] (2.23) для переходного режима движения [формула (2.15)] ; (2.24) для турбулентного режима движения [формула (2.16] (2.25) В материале, поступающем на гравитационное обогаще­ние, основанное на использовании различия скоростей паде­ния разделяемых зерен, не должны присутствовать их равнопадающие зерна. Для этого материал подвергают предвари­тельной классификации по крупности, шкала (модуль) кото­рой не должна превышать коэффициент равнопадаемости. 2.2.2. Процесс классификации В зависимости от конструкции классификатора процесс классификации может осуществляться в горизонтальном или восходящем потоке среды под действием гравитационных сил и сил сопротивления, а также в центробежном поле, где клас­сифицируемые частицы испытывают дополнительное воздей­ствие центробежных сил инерции. При классификации в восходящем потоке (рис. 2.6, а) круп­ность зерен, выделяемых в слив (или пески), определяется со­отношением скорости их падения v0 и скорости восходящего потока и. Рис. 2.6. Схема процесса классификации в восходящих (а) и горизонталь­ных (б) потоках Если для данного зерна v0 > и, то зерно перейдет в в пески, а если v0 < и, то зерно будет вынесено потоком в слив классификатора. При получении нескольких классов их выде­ление осуществляется при различных скоростях восходящих по­токов. Отношение значений скоростей восходящих потоков, при которых происходит выделение смежных классов, называ­ется коэффициентом шкалы гравитационной классификации SГ: (2.26) При классификации в горизонтальном потоке (рис. 2.6, б) каждая частица перемещается в горизонтальном направлении со скоростью горизонтального потока среды и и по вертикали под действием силы тяжести с конечной скоростью падения v0. При глубине сливающегося потока h и длине классификатора l частица уйдет со сливом, если < , или в пески, если > . В граничных условиях = ; v0= и. Учитывая, что при ширине классификатора b и объеме его слива V:, получаем: (2.7) т. е. при классификации в горизонтальном потоке скорость падения и, следовательно, крупность частиц, уходящих со сли­вом, не зависят от глубины потока, а определяются объемом слива V и площадью зеркала классификатора lb, Чем больше объем слива и меньше площадь зеркала классификатора, тем больше конечная скорость падения и крупность частиц, пере­ходящих в слив. Для классификации в центробежном поле используются или неподвижные цилиндрические аппараты, пульпа или аэросуспензия в которые подается под давлением (0,5—3,0)105Па тангенциально к внутренней поверхности цилиндра, или вра­щающиеся обычно цилиндрические аппараты. Вращение пуль­пы и образование центробежных полей с ускорением в десят­ки и тысячи g позволяет резко снизить крупность разделения, по сравнению с гравитационной классификацией. Отношение ускорений центробежного ац и гравитационного аг силовых полей называют фактором разделения Fразд (2.28) Его значение зависит от числа оборотов п, об/мин, и ра­диуса вращения R, м. Например, при Fразд - 100 частица круп­ностью 30 мкм будет двигаться в центробежном поле с той же скоростью, что и частица размером в 300 мкм в гравитацион­ном поле. На практике четкость разделения при классификации на­рушается циркуляционным движением потока, перемешивани­ем частиц его турбулентными вихрями и другими причинами технологического характера. Поэтому в песках всегда присут­ствуют мелкие частицы, а в сливе — часть крупных. Оценку ре­зультатов и качества продуктов классификации, а также круп­ности разделения при классификации производят по резуль­татам ситового анализа слива и песков (рис. 2.7). Рис. 2.7. Определение крупности разделения (3) при классификации по ре­зультатам ситового анализа слива (1) и песков (2) При этом крупность разделения, по первому способу оп­ределяется абсциссой пересечения кривых гранулометричес­ких характеристик слива и песков (рис. 2.7, а). Данная круп­ность разделения отвечает размеру такого зерна, засоренность продуктов по которому одинакова. По второму способу (рис. 2.7, 6) за крупность разделения принимают размер зерна, извле­чение которого в слив и пески одинаково (равно 50 %). Эффек­тивность классификации определяют обычно по формуле Ханкока-Луйкена . 2.2.3. Конструкции классификаторов. Гравитационные и центробежные классификаторы, воздушные сепараторы Гидравлические классификаторы с восходящим потоком пульпы используются в основном при классификации строи­тельных материалов и для подготовки материала к гравита­ционному обогащению. В классификаторе конструкции НИИЖелезобетона (рис. 2.8, а), используемом для получения песков при производстве бетона, питание подается сверху, навстречу восходящему по­току. Точность и эффективность классификации определяются производительностью. За рубежом для классификации строи­тельных песков широко используется классификатор «Реакс» (рис. 2.8,б). Исходная пульпа в нем подается в среднюю часть, а вода — с двух сторон тангенциально в грушевидную полость ниж­ней части аппарата. Скорость восходящего потока по мере су­жения аппарата постепенно увеличивается. Частицы, конеч­ная скорость падения которых превышает скорость восходя­щего потока в зоне ввода пульпы, оседают и разгружаются че­рез отверстие внизу классификатора. Мелкие частицы выно­сятся вверх и разгружаются со сливом. Недостатками классификаторов являются: высокий расход воды (до 10 м3 на 1 т), большая высота аппаратов (до 15 м) и получение только двух продуктов — песков и слива. В гидравлических многокамерных классификаторах (рис. 2.8, в), предназначенных для подготовки материала к гравита­ционному обогащению, материал разделяется на несколько продуктов (фракций). Для этого в каждой камере устанавли­вается своя скорость восходящего потока, значение которой понижается в направлении к разгрузочному порогу аппарата. Многокамерные классификаторы изготовляются четырехкамерными (КГ-4), шестикамерными (КГ-6) и восьмикамерными (КГ-8). Они представляют собой (см. рис. 3.8, в) открытый желоб 1, в дно которого вмонтированы пирамидальные клас­сификационные камеры 2 увеличивающего размера. Рис. 2.8. Схемы гидравлических классификаторов: а — конструкции НИИЖелезобетона; б — «Реакс»; в — многокамерного Нижняя часть каждой камеры включает в себя классифика­ционную трубу 4, перемешивающее устройство (1—2 об/мин) для разрыхления взвеси песков 3, камеру для тангенциального ввода воды 5 и разгрузочное устройство 6. Достоинствами их являются: высокая точность классификации, автоматическая разгрузка песков и возможность регулировки процесса клас­сификации. Для классификации в горизонтальном потоке использу­ются отстойники различной конструкции (элеваторные, пи­рамидальные и др.), классифицирующие конусы (песковые и шламовые) и механические классификаторы (спиральные, ре­ечные, чашевые, дражные и др.). Наиболее простые из них элеваторные классификаторы (багер-зумпфы) применяют для предварительного обезвожи­вания мелкого концентрата и классификации его под действием силы тяжести по граничной крупности, равной примерно 0,5 мм; при этом пески удаляются из зумпфа элева­тором (рис. 2.9, а). Автоматические конусные классификаторы (рис. 2.9, б) ис­пользуют для классификации зернистого материала (2—3 мм) при крупности разделения более 0,15 мм (в песковых конусах ККП) и шламистых материалов (менее 1 мм) при крупности разделения менее 0,15 мм (в шламовых конусах ККШ). Исход­ный продукт в них подается через центральную трубу, снаб­женную сеткой и успокоителем — рассекателем потока. Круп­ные зерна осаждаются, а тонкие частицы уходят в слив. При накоплении песков в конусе находящийся внутри него попла­вок поднимается, открывая клапан разгрузочного отверстия. Элеваторные и конусные классификаторы работают обычно без подачи дополнительной воды и эффективность их работы не­велика. Рис. 2.9. Схемы багер-зумпфа (а), конусного (б) и спиральных классифи­каторов с непогруженной (в) и погруженной (г) спиралью В механических классификаторах, наиболее часто исполь­зуемых в циклах измельчения для получения в сливе готового по крупности продукта, направляемого на обогащение, пески удаляются шнеком (в спиральных классификаторах), беско­нечной гребковой лентой со скребками или перфорирован­ными черпаками (в дренажных классификаторах) или рамой с гребками, совершающей возвратно-поступательное движение (в реечных классификаторах). Получивший преимущественное распространение спиральный классификатор (рис. 2.9, в) состо­ит из наклонного под углом 12-16° полуцилиндрического ко­рыта, в котором вращаются одна или две спирали из сталь­ных полос. Исходный материал подается под уровень находящейся в классификаторе пульпы; крупные зерна осаждаются и тран­спортируются вращающейся спиралью к верхнему концу ко­рыта, а мелкие частицы уходят со сливом через сливной порог. При крупности разделения 0,2 мм и выше применяют классификаторы с непогруженной спиралью (табл.2.1), в которых вся верхняя половина витка спирали выступает над зеркалом пульпы. Таблица 2.1 Основные параметры классификаторов типа КСН (с непогруженной спиралью) Показатели 1-КСН-3 1-КСН-5 1-КСН-7,5 1-КСН-10 1-КСН-12 1-КСН-15 1-КСН-17 1-КСН-20 1-КСН-24 2-КСН-24 1-КСН-24А 2-КСН-24А 1-КСН-24Б 1-КСН-30 2-КСН-30 Диметр спирали, мм 300 500 750 1000 1200 1500 1700 2000 2400 3000 Длина спи- рали, мм 3000 4500 5500 6500 6500 8200 8400 9200 12500 134 12500 Количество спиралей, шт. 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 1 2 1 1 2 Частота 25 12 7,8 5 4,1 3,4 2,5 2,0 1,8 3,5 - 3,6 - 1,5 3,0 вращения вала спира­ли, мин-1 8,3 6,8 5,0 4,0 Угол уста- новки, град. 18 18 18 18 15 18,5 18 17 17 17 17 17 17 18,5 18,5 Мощность 1,1 1,1 3,0 5,5 5,5 7,5 10,0 13,0 13?0 22,0 22,0 40,0 22,0 30,0 40,0 эл.двигат. привода спи­рали, кВт Масса, т 0,8 1,5 3,0 5,0 7,0 13,0 17,0 19,0 23,0 37,0 34,0 57,0 39,0 42,0 70,0 Для получения более тонкого слива (более 65 % класса -0,074 мм) применяют классификаторы с погруженной спи­ралью (рис. 2.9, в, табл.2.2), в которых часть спирали у сливного порога целиком погружена в пульпу. Таблица 2.2 Основные параметры классификаторов типа КСН (с погруженной спиралью) Показатели 1-КСП-12 2-КСП-12 1-КСП-15 2-КСП-15 1-КСП-17 1-КСП-20 2-КСП-20 1-КСП-24 2-КСП-24 1-КСП-30 Диметр спирали, мм 1200 1200 1500 1500 1700 2000 2000 2400 2400 3000 Длина спирали, мм 8400 8400 10100 10100 10100 13000 13000 14000 14000 15500 Количество спиралей, шт. 1 2 1 2 1 1 2 1 2 1 Частота вращения вала спира­ли, мин-1 4,1 8,3 3,4 6,8 2,5 2,5 5,0 2,0 4,0 1,5 3,0 Угол установки, град. 15-18 15-18 15-18 15-18 15 15 15 15 15 15 Мощность электродвигателя привода спи­рали, кВт 5,5 10,0 7,5 10,1 - 13,0 22,0 13,0 30,0 30,0 Масса, т 10,5 17,0 19,0 32,0 25,0 31,0 56,0 35,0 63,5 60,0 Эффективность классификации составляет 35-65 %; ре­гулирование крупности слива производят изменением плотно­сти пульпы Т. По В.А. Олевскому, существует зависимость: (3.29) где β74— содержание в сливе класса -0,074 мм, %. Выбранный к установке классификатор должен обеспечивать требуемую производительность по сливу и пескам. Производительность (в т/ч) по сливу классификаторов с непогруженной спиралью определяется по формуле [] где m – число спиралей; Kβ – крупность слива (табл.2,3); Kδ – плотность материала; Kс – заданная плотность слива (табл.2,4); Kα – угол наклона днища классификатора (табл.2,5); D – диаметр спиралей, м (табл.2,6). Производительность (в т/ч) по пескам определяется по формуле где n – частота вращения спиралей, мин-1; δ –плотность руды, т/м3. Значения коэффициентов приведены в табл.2.3-2.6. Таблица 2.3 Значения коэффициента Kβ учитывающего крупность слива классификатора Показатели Номинальная крупность сливa d95, мм 1,17 0,83 0,59 0,42 0,30 0,21 0,15 0,10 0,074 Содержание в сливе классов, %: - 0,074 мм - 0,044 мм 17 11 23 15 31 20 41 27 53 36 65 45 78 50 88 72 95 83 Базисное (условное) разжижение слива: Ж:Т по массе R2 твердого, % 1,3 43 1,5 40 1,6 38 1,8 36 2,0 33 2,33 30 4,0 20 4,5 18 5,7 16,5 Коэффициент Kβ 2,5 2,37 2,19 1,96 1,70 1,41 1,0 0,67 0,46 Таблица 2.4 Значения коэффициента Кс, учитывающего разжижение слива классификатора Плотность руды δ, т/м3 Отношение RТ/R2,7 0,4 0,6 0,8 1,0 1,2 1,5 2,0 2,7 0,60 0,73 0,86 1,0 1,13 33 1,67 3,0 0,63 0,77 0,93 ,07 1,23 ,44 1,82 3,3 0,66 0,82 0,98 ,15 1,31 ,55 1,97 3,5 0,68 0,85 1,02 ,20 1,37 ,63 2,07 4,0 0,73 0,92 1,12 ,32 1,52 1,81 2,32 4,5 0,78 1 ,00 1,22 ,45 1,66 ,99 2,56 5,0 0,83 1,07 1,32 ,57 1,81 2,18 2,81 Таблица 2.5 Значения коэффициента, учитывающего угол наклона днища классификатора α° 14 15 16 17 18 19 20 Kα 1,12 1,10 1,06 1,03 1,0 0,97 0,94 Таблица 2.6 Величины D1,765 и D3 для стандартных классификаторов D, м 0,3 0,5 0,75 1,0 1,2 1,5 2,0 2,4 3,0 D1,765 0,12 0,27 0,6 1,0 1,38 2,04 3,40 4,70 6,97 D3 0,027 0,111 0,422 1,0 1,73 3,38 8,0 13,62 27,0 Классификацию в центробежном поле осуществляют в ги­дроциклонах и воздушных сепараторах. Гидроциклоны (рис. 2.10, а, б) широко используются при классификации тонкодисперсных материалов различных по­лезных ископаемых, особенно при их измельчении. Рис. 2.10. Схемы гидроциклона (а), трехпродуктового гидроциклона (б) и центробежного воздушного сепаратора (в) Из многочисленных конструкций гидроциклонов на рудообогатительных фабриках применяют главным образом цилиндроконические с углом конусности 20° и малых типоразмеров с углом конусности 10°. В условное обозначение входят слово «гидроциклон», угол конусности (если он отличается от 20°), буквенные обозначения материала рабочих поверхностей гидроциклонов, диаметр гидроциклона (в мм) и обозначе­ние климатического исполнения (для стран с жарким климатом Т). Пример: ГЦР-150, ГЦК-710, где Р - резина; К - каменное литьё. Технологические характеристики гидроциклонов приведены в табл. 2.7. При выборе и расчете гидроциклонов должны быть известны схе­мы измельчения и классификации, производительность мельницы по исходному питанию и её удельная производительность, циркулирующая нагрузка, характеристика крупности и содержание твердого в продукте измельчения, а также характеристики крупности продукта, поступаю­щего в цикл измельчения. Таблица 2.7 Основные параметры классифицирующих гидроциклонов Диаметр гидроци-клона D, мм Угол конусно-сти α, град. Средняя производитель­ность Vn, м3/ч (приР0=0,1МПа) Круп-ность слива dн (при ρт=2,7 г/см3) Стандартный эквивал. диаметр питающего отверстия dн, мм Стандартный диаметр сливного патрубка d, мм Диаметр песковой насадки Δ, мм 15 10 0,15-0,3 - 4 5 - 25 10 0,45-0,9 - 6 8 4-8 50 10 1,8-3,6 15 12 15 6-12 75 10 3-10 10-20 15-20 18-25 8-17 150 10,20 12-30 20-50 30-40 40-50 12-34 250 20 27-80 30-100 65 80 24-75 360 20 50-150 40-150 90 115 34-96 500 20 100-300 50-200 130 160 48-150 710 1400 200-500 60-250 150 200 48-200 20 20 360-1000 70-280 210 250 75-250 1000 2000 700-2000 80-300 300 380 150-300 20 20 1100-3800 90-330 400 520 250-500 Расчет гидроциклонов начинают с расчета количественной и шла­мовой схемы, т. е. с определения производительности каждого продукта по твердому, по количеству воды и пульпы. По условиям классифика­ции предварительно выбирается гидроциклон определенного типораз­мера (Д). Необходимое давление пульпы на входе в гидроциклон (P0) определяется по формуле [3,4] где V— производительность, м3/ч; Кα - поправка на угол конусности гидроциклона (α = 10°, Кα= 1,15; α= 20°, Кα = 10); КD- поправка на диаметр гидроциклона (табл.2.8); dп- эквивалентный диаметр питающего отверстия, см; d - диаметр сливного патрубка, см. Таблица 2.8 Значения коэффициента К0для расчета гидроциклона Диаметр гидроциклона D, см 15 25 36 50 71 100 140 200 Поправочный коэффициент КD 1,28 1,14 1,06 1,0 0,95 0,91 0,88 0,81 Высота гидроциклона, Hг„м - - - - 3,5 4,5 6 8 Для гидроциклонов диаметром больше 500 мм необходимо учиты­вать высоту гидроциклона [3,4]: (2.35) где Рt- давление, создаваемое насосом на входе в гидроциклон, МПа; Нг— высота гидроциклона, м; ρп — плотность исходной пульпы, г/см3. У выбранного типоразмера гидроциклона проверяется величина на­грузки на песковое отверстие и её соответствие норме (0,5-2,5 г/ч • см2) по формуле [3,4] (2.36) где Qп — производительность по пескам, т/ч; Sn— площадь пескового отверстия, см2. Проверка номинальной крупности dn слива гидроциклона произво­дится по формуле [3,4] (2.37) где βптв - содержание твердого в исходной пульпе (табл.2.39), %; Δ - диаметр пескового отверстия (насадка), см; ρт и ρ — плотность твердой и жидкой фаз, г/см3. Таблица 2.9 Зависимость содержания твердого в песках гидроциклона от крупности слива Содержание класса -0,074 мм в сливе, βс-74, % 50-60 60-70 70-80 80-85 85-90 90-95 95-100 Содержание твердого в песках, Βптв, % 80 75 72 70 70 67 65 Разжижение песков Т:Ж 0,25 0,33 0,39 0,43 0,43 0,49 0,54 Исходная пульпа под давлением от 5 до 50 Н/см2 (0,5— 5 кгс/см2) подается через патрубок тангенциально к внутрен­ней поверхности цилиндрической части гидроциклона и прио­бретает в нем вращательное движение. Тяжелые и крупные частицы под действием центробеж­ной силы отбрасываются к стенкам аппарата и нисходящим спиральным потоком движутся вниз, разгружаясь через насад­ку для песков. Мелкие же частицы вместе с основной массой воды образуют внутренний поток, который поднимается вверх, и выносится через сливной патрубок. Трехпродуктовый гидроциклон (см. рис. 2.10, б) имеет двой­ную сливную трубу. Крупность слива возрастает с увеличени­ем плотности и вязкости исходного материала и с уменьше­нием диаметра песковой насадки. Большое влияние на эффек­тивность разделения оказывает отношение диаметров песко­вой насадки и сливного патрубка, равное обычно 0,5-6,6. Диаметр сливного патрубка составляет 0,2-0,4 диаметра цилиндрической части гидроциклона, размер которой дости­гает 1500 мм. Для получения тонких сливов (менее 5-10 мкм) применяют батареи из гидроциклонов диаметром 15-100 мм, работающих при давлении пульпы на входе в гидроциклоны до 90 Н/см2 (9 кгс/см2). Преимуществами гидроциклонов яв­ляются простота конструкции, отсутствие движущих частей, малые размеры; недостатками — повышенный износ внут­ренней поверхности корпуса и насадок, для предотвращения чего их футеруют каменным литьем или гуммируют. В центробежных воздушных сепараторах (рис. 2.10, в) вра­щающаяся тарелка разбрасывает исходный материал во вну­тренней камере. Крупные зерна оседают в воронке, а тонкий продукт выносится потоком воздуха и оседает во внешней ка­мере. Крупность разделения регулируют скоростью воздушно­го потока. Тема 3. Дробление и измельчение. 3.1. Назначение и классификация процессов дробления и измельчения Дроблением и измельчением называются процессы умень­шения размеров кусков или зерен полезных ископаемых пу­тем разрушения их под действием внешних сил. В зависимости от характера внешних сил различают сле­дующие применяемые в промышленности процессы: • обычное дробление и измельчение, осуществляемое за счет использования обычных механических сил; • самоизмельчение при взаимном воздействии зерен друг на друга; • электрогидравлическое дробление под действием удар­ных волн, возникающих при прохождении электрического за­ряда через жидкость; • взрывное дробление или измельчение, основанное на рас­паде пород под действием внутренних сил растяжения при быстром снятии с них внешнего давления; • вибрационное измельчение в поле вибрационных сил; • центробежное измельчение в центробежном поле; • струйное измельчение за счет кинетической энергии дви­жущихся с высокой скоростью навстречу друг другу частиц. Наиболее широко из них используется на предприятиях цветной, черной, угольной, горно-химической, строительной и других отраслей промышленности обычное дробление, из­мельчение и самоизмельчение. Принципиальной разницы между процессами дробления и измельчения нет. Условно считают, что при дроблении полу­чают продукты крупнее, а при измельчении мельче 5 мм. Для дробления применяют дробилки, а для измельчения-мельницы. Процессы дробления и измельчения по своему назначе­нию могут быть подготовительными и самостоятельными. Целью подготовительного дробления и измельчения по­лезных ископаемых перед их обогащением является раскры­тие (разъединение) минералов при минимальном их переиз­мельчении в результате разрушения минеральных сростков. Конечная крупность дробления или измельчения определяется крупностью вкрапленности извлекаемых минералов. Чем пол­нее раскрыты зерна разделяемых минералов, тем эффективнее последующий процесс обогащения. В некоторых случаях, да­же при достаточно полном раскрытии минералов, необходи­мость подготовительного дробления или измельчения обу­словлена технико-экономическими соображениями или огра­ничениями по крупности, свойственными применяемому ме­тоду обогащения. Например, максимальная крупность мате­риала при сухом магнитном обогащении не должна превы­шать 50 мм. Дробление и измельчение называются самостоятельными, если получаемый продукт не подвергается обогащению, а яв­ляется товарным и подлежит непосредственному использова­нию (угли перед их коксованием; известняки и доломиты, ис­пользуемые в качестве флюсов; камень при изготовлении щеб­ня и др.). Крупность дробленых или измельченных продук­тов в этом случае определяется предъявляемыми к ним конди­циями (ТУ, ГОСТами). Если минералы обладают резко различными физико-ме­ханическими свойствами, то в результате дробления или из­мельчения более твердые и прочные из них будут представле­ны более крупными кусками и зернами, чем хрупкие и менее твердые минералы. Такое дробление или измельчение называ­ется избирательным и применяется перед обогащением по крупности. Размер максимальных кусков руды или угля, поступаю­щих с горных цехов на обогатительные фабрики, достигает 1000—1500 мм, тогда как необходимая крупность материала, поступающего на обогащение, обычно менее 10 мм, а при ис­пользовании флотационных методов она может быть меньше 0,1 мм. Добиться сокращения размера кусков с 1500 до 0,1 мм за один прием практически невозможно, поэтому дробление и измельчение осуществляются стадиально. Интенсивность процесса дробления в каждой стадии ха­рактеризуется степенью дробления ii равной отношению раз­меров максимальных кусков в исходном Dmах и дробленом dmаx продуктах, т. е.: (3.1) Общая степень дробления равна произведению степеней дробления всех стадий: (3.2) В зависимости от крупности дробимого материала и дробленого продукта различают: • крупное дробление (от 1500-300 до 350-100 мм), или пер­вая стадия дробления (i обычно не более 5); • среднее дробление (от 350-100 до 100-40 мм), или вто­рая стадия дробления (i не более 8-10); • мелкое дробление (от 100-40 до 30-5 мм), или третья ста­дия дробления (i не более 10). Измельчение также осуществляется обычно в несколько стадий. Степень измельчения при этом оценивают или соот­ношением размеров максимальных зерен в исходном и из­мельченном продуктах, или процентным содержанием опре­деленного класса крупности (+0,100 мм; -0,074 или -0,044 мм) в измельченном продукте. Измельчение считают грубым, если содержание класса -0,074 мм в измельченном продукте составляет 20-40 %, и тонким, если его содержание превышает 75 %. Дробление и особенно измельчение являются весьма энергоемкими процессами, потребляющими более половины всей энергии, расходуемой на обогатительной фабрике. По­этому при осуществлении их на практике всегда руковод­ствуются принципом: «Не дробить ничего лишнего». И если в исходном продукте содержится достаточное количество гото­вого класса, то его выделяют перед дроблением или измель­чением путем грохочения или классификации. 3.2. Теоретические основы дробления и измельчения Определение величины энергии, затрачиваемой на преодоление внутренних сил сцепления зерен при их разрушении, является одной из основных задач в теории дробления и измельчения. Для изменения междуатомного расстояния в структурной решетке кристаллического твердого тела требуется работа деформации (сжа­тие, растяжение, сдвиг или изгиб). В пределах упругости атомы возвращаются в свое первоначальное положение. В горных породах предел упругости и предел разрушения часто совпадают. В зернах горных пород действуют силы сцепления внутри кри­сталлов и силы между отдельными кристаллами. Они имеют одина­ковую физическую природу и различаются между собой только величиной. Первые силы во много раз превышают вторые. Все горные породы содержат в себе зоны ослабления (дефекты) структуры микро- и макротрещины, что в большой степени влияет на зерновой состав продуктов измельчения и удельный расход энергии. Таким образом, величина внутренних сил взаимного сцепления частиц горной породы, которые необходимо преодолеть при ее дроблении или измельчении, определяется природой и структурой кристаллов, входя­щих в состав этой породы, а также величиной дефектов структуры, микро- и макротрещин. Процесс дробления и измельчения горных пород вначале про­исходит по трещинам и наиболее слабым местам после перехода за предел прочности нормальных и касательных напряжений, возни­кающих в материале. Затем идет разрушение более однородной массы. При весьма тонком измельчении сопротивление материала разруше­нию резко возрастает. Энергия, идущая на дробление и измельчение, расходуется на упругую деформацию разрушаемых зерен, рассеивается в окружа­ющее пространство в виде тепла и на образование новой поверхности и превращается в свободную поверхностную энергию измельченных зерен. По Кирпичеву — Кику, расход энергии на дробление материала пропорционален его объему или массе (весу). При деформациях сжатия, растяжения и изгиба, когда действуют нормальные напряжения, работа разрушения одного крупного куска с малой степенью дробления пропорциональна изменению его объема Δv (3.3) Так как Δv пропорционально первоначальному объему куска Δv = k1v, то (3.4) (3.5) где k, k1, k2, kк и k0 — коэффициенты пропорциональности; М — масса (вес) куска; D — диаметр куска. Таким образом, работа дробления пропорциональна объему или массе дробимого зерна. Уравнения (3.4) и (3.5) справедливы при дроблении крупных кусков с малой степенью дробления, когда величиной энергии, расходуемой на образование новой поверхности, можно пренебречь. Предположим, что в дробление поступает Gт исходного материала, состоящего из зерен различной крупности и формы. Определим работу дробления Gт материала по отдельным стадиям (условия аналогичны предыдущему случаю). Работа дробления Gт материала, состоящего из N кусков одина­ковой массы М, равна (по формуле Кирпичева—Кика): При i = rn работа дробления по стадиям составит: ……….. ……….. Работа дробления Gт материала при общей степени дробления i равна (3.6) где - Подставив п в формулу (3.59), получим (3.7) По Риттингеру работа, затраченная на измельчение, пропорциональна величине вновь образованной поверхности. Пред­положим, что зерно в виде куба с ребром D разрушается до куба с ребром d. Число полученных кубов Поверхности куба S1 и полученных кубов S2 соответственно равны: Вновь образованная поверхность где i — степень измельчения. Работа, расходуемая на измельчение этого зерна, равна (3.8) где А0 — работа образования единицы новой поверхности. Работа измельчения пропорциональна поверхности дробимого зерна. Удельная работа А0 образования новой поверхности зависит от природы материала, его крупности, степени и способа измельчения. Закон Риттингера справедлив при измельчении полезных ископае­мых с большими степенями, когда энергия расходуется на образова­ние новой поверхности. В этом случае энергия расходуется в основном на деформацию сдвига при переходе касательных напряжений за предел прочности. Закон Риттингера не учитывает изменения сопро­тивления материала измельчению в данной мельнице по мере умень­шения его крупности. Предположим, что в измельчение поступает Q исходного материала, состоящего из зерен различной крупности и формы. Пусть D и d — средние диаметры зерен до и после измельчения; во всех стадиях одинаковая степень измельчения r, а число стадий равно п, т. е. где i — общая степень измельчения. Тогда работу измельчения Q тонн материала по отдельным ста­диям согласно закону Риттингера можно определить по формулам. где δ — плоскость материала; - коэффициенты пропорциональности. Общая работа измельчения Сумма членов геометрической прогрессии со знаменателем г равна Следовательно, (3.9) По Ребиндеру, работа, затрачиваемая на измельчение материала, представляет собой сумму работ, расходуемых на его деформацию и на образование новой поверхности: (3.10) где АД — работа упругих деформаций; АS — работа образования новой поверхности; k — коэффициент пропорциональности, пред­ставляющий собой работу деформации в единице деформируемого объема зерна; Δv — изменение объема деформируемого зерна; А0 — коэффициент пропорциональности, представляющий собой затрату работы на образование единицы новой поверхности; ΔS — вновь образованная поверхность при измельчении. По Ребиндеру, процесс упругой деформации тела характеризуется наведением в нем новой поверхности (трещины). При предельной объемной концентрации в теле трещин наступает его разрушение. Между процессами упругой деформации и разрушения с точки зрения образования поверхности разницы не существует. Установленная П. А. Ребиндером зависимость позволяет рас­сматривать процесс измельчения как единое целое и в то же время анализировать его. Работа образования новой поверхности АS является полезной, а работа упругих деформаций AД — потерей. Тогда коэффициент полезного процесса измельчения (3.11) Таким образом, для повышения к. п. д. измельчения следует: - по возможности увеличивать АS (т. е. измельчать материал при максимальном перенапряжении); - применять поверхностно-активные вещества, которые снижают предел упругих напряжений. Между дроблением крупных кусков с малой степенью, описыва­емым уравнением (3.3), и измельчением с большой степенью, описы­ваемым уравнением (3.8), имеются крупное, среднее и мелкое дробле­ние со средними степенями дробления, для которых необходимо учитывать обе составляющие уравнения (3.10). Для превращения правой части этого уравнения в одночлен сделано допущение, что работа, расходуемая на дробление, пропорциональна среднему геометрическому из объема и поверхности разрушаемого зерна [1] и составляет (3.12) Формула (3.12) выражает работу на дробление по Бонду. В дальнейшем принимается, что измельчение зерна от крупности D до крупности d производится в n приемов с постоянной однократной степенью измельчения r. Тогда в первом приеме измельчения полу­чится r3 зерен размером D/r и затрачивается работа Соответственно во втором и n-м приемах измельчения: Общая работа, расходуемая на измельчение, Сумма геометрической прогрессии со знаменателем r0,5 Следовательно, (3.13) Определим работу на измельчение Gт материала. Число зерен кубической формы с ребром D в Gт материала где δ — плотность материала. Тогда работа на измельчение Gт материала Так как, то (3.14) В этой формуле неизвестными являются k0 и r. Пользуясь выражением (3.14), можно приближенно определить работу для крупного, среднего и мелкого дробления со средними степенями дробления. Формулы (3.9), (3.7), (3.10), (3.14) можно использовать для сравнительной оценки процессов дробления (измельчения), когда не нужно знать величины коэффициентов пропорциональности. 3.3 Технологическая эффективность дробления и энергетические показатели дробления Технологическая эффективность дробления определяется отно­шением массы вновь образованного расчетного класса крупности -d к массе в исходном материале фракции с размером кусков больше d, т.е. требующего додрабливания до класса -d: (3.15) где Вd — технологическая эффективность процесса дробления по классу -d, доли ед.; ΔQd — масса вновь образованного продукта крупностью -d в 1ч, т; Q0 — производительность дробилки по исходному материалу; αd, βd — содержание расчетного класса крупности -d соответственно в питании и готовом продукте, доли ед.; Δβd — прирост содержания расчетного класса крупности -d, доли ед. Если в питании дробилки не содержится классов крупности -d, т.е. αd = 0, то технологическая эффективность процесса дробления исследуемой руды в дробилке, работающей с эталонными пара­метрами, численно равна содержанию класса -d в продукте дробления. Пример. Сравнить технологическую эффективность процесса дробления в конусной дробилке КМДТ-2200, работающей в открытом цикле с грохотом в операции предварительного грохочения при оснащении его ситами с размером ячейки: круглой — диаметром 30мм и квадратной — размером 13×13 мм. Резуль­таты опробований приведены в табл. 3.1. Таблица 3.1 Содержание расчетных классов крупности в продуктах, % Размер ячейки сита грохота, мм Продукт Выход, % Размер расчетных классов крупности, мм 35 25 20 16 12 8 5 Питание: 30 цикла 100 41,2 28 19,8 16,5 13,5 9,4 64 (диаметр) дробилки 82,7 30 14 8 5,3 4 2,1 1,3 Разгрузка дробилки 82,7 99,5 98,9 88,7 80,8 65,7 43,9 26 Готовый продукт цикла 100 99,5 98,3 87,6 79,9 65,3 44,6 27,2 Питание: 13×13 мм цикла 100 40,7 26 18,3 14,8 12,9 8,6 5,8 дробилки 93,5 36,6 20,9 12,6 8,9 6,9 3,2 2,5 Разгрузка дробилки 93,5 99,6 99 89,2 81 67,1 44,5 27 Готовый продукт 100 99,6 99,1 89,9 82,3 69 47,2 28,6 ▲ По формуле (3.15) и по содержанию расчетных классов крупности в питании и разгрузке дробилки определяем Вd: для класса — 5 мм при сетке грохота 30 мм то же при сетке 13×13 мм: Аналогично определяют Вd, и для других классов крупности. Таблица 3.2 Технологическая эффективность (доли ед.) при подаче в дробилку материала крупностью -90+30 и -90+13 мм Крупность материала, поступающего в дробилку, мм Крупность расчетного класса, мм 35 25 20 16 12 8 5 -90+30 0,993 0,987 0,877 0,797 0,643 0,427 0,25 -90+13 0,994 0,987 0,876 0,791 0,647 0,427 0,251 Крупность расчетного класса, мм ....... ..............................................35 25 20 16 12 8 5 Технологическая эффективность (доли ед.) при подаче в дробил- ку материала крупностью: -90 + 30 .................................0,993 0,987 0,877 0,797 0,643 0,427 0,25 -90+13 ...................................0,994 0,987 0,876 0,791 0,647 0,427 0,251 Видно, что замена сита на грохотах не оказала заметного влияния на технологическую эффективность процесса дробления. ▲ Методику оценки процесса дробления по технологической эффективности можно успешно использовать при сравнении работы дробилок различной конструкции по различным технологическим схемам и режимам. Эффективность Э работы дробилок и мельниц выражается также в тоннах дробленого (измельченного) продукта на 1 кВт·ч израсходованной энергии , т/(кВт·ч) где Q –производительность дробилки (мельницы); Е – энергия затраченная на дробление(измельчение), кВт·ч. Обратная величина Э называется удельным расходом энергии , (кВт·ч) /т Удельный расход электроэнергии на 1 т вновь образованного расчетного класса крупности –d можно определить также по формуле где αd и βd - содержание расчетного класса крупности -d соот­ветственно в исходном питании и готовом продукте дробления (измельчения), доли ед.; d - размер расчетного класса крупности, мм; Энергетическая эффективность процесса дробления Id [т/(кВт·ч)], равная массе вновь образованного расчетного класса крупности на 1 кВт·ч затраченной электроэнергии: В зарубежной и в отечественной практике при исследованиях процесса дробления разнородных материалов используется пока­затель «чистой работы» или «индекс Бонда», определяемый по формуле где Wi – индекс «чистой работы» дробления (кВт·ч·мкм0,5)/т; N – мощность потребляемая дробилкой при дроблении, кВт; Nx.x – мощность холостого хода дробилки, кВт; Q – производительность дробилки, т/ч; F80, P80 – размеры квадратных сит, через которые проходит 80% соответственно исходного питания и разгрузки дробилки, мкм. Индекс чистой работы постоянен для каждого типа руды и не зависит от схемы дробления, типоразмера оборудования и условий его работы 3.4 Схемы дробления, классификация машин для дробления и измельчения В зависимости от дробимости, минерального состава, трещиноватости, крупности и других свойств горной породы и от требуемого гранулометрического состава дробленого продукта подбирается схема дробления и тип дробилки. При выборе схемы дробления определяются число и вид отдельных стадий дробления. Число стадий дробления определяется необходимой степенью дробления: (3.16) где Dисх - крупность исходной руды, мм; dк - крупность конечного продукта дробления, мм. По условиям технико-экономической целесообразности крупность конечного продукта дробления dк, подаваемого в мельницы, например, при шаро­вом измельчении, не должна превышать 10-20 мм, при стержневом — 15-25 мм, самоизмельчении - 300-500 мм. На обогатительных фабриках общая степень дробле­ния, как правило, достигает 100 и более. Получить такую степень дробления в один прием невозможно. Степень дробления в одну стадию обычно колеб­лется в пределах 3-6. Поэтому схемы разбивают, как правило, на стадии крупного, среднего и мелкого дробления. Стадии дроб­ления сопряжены с операциями грохочения. Совокупность операций дробления и грохочения или из­мельчения и классификации составляет цикл дробления или из­мельчения, который может быть открытым или замкнутым. В открытом цикле (рис. 3.1, а,б) каждый кусок или зерно прохо­дит через дробилку или мельницу только один раз; в замкну­том цикле выделяемые при грохочении или классификации крупные куски или зерна возвращаются в виде циркулирую­щей нагрузки еще раз на додрабливание или доизмельчение в тот же самый аппарат (рис. 3.1,в,г,д). Операция грохочения руды перед дроблением называется предварительным грохочением, а если грохочению подвергается руда прошедшая стадию дробления называется поверочным грохочением. Введение предварительного грохочения экономически оправдано, если содержание мелочи в исходной руде превышает 15 %. Поэтому перед 3-й стадией дробления всегда предусматривается предварительное грохочение. Использование предварительного грохочения перед 2-й стадией дробления, определяется в каждом конкретном случае, после дополнительного изучения. Рис.3.1. Схемы открытого и замкнутого циклов дробления и измельчения: а — открытый цикл; б — открытый цикл с предварительным грохочением или классифика­цией; в — замкнутый цикл с совмещенным предварительным и контрольным грохочением (классификацией); г — замкнутый цикл с раздельными операциями предварительного и кон­трольного грохочения; д — замкнутый цикл дробления с контрольным грохочением (класси­фикацией) Для расчета схем дробления необходимы следующие данные: про­изводительность обогатительной фабрики, гранулометрический состав сырья и продуктов дробления по стадиям, максимальная крупность дробленого продукта, показатели эффективности грохочения. Выбор оборудования включает выбор типа аппарата и его типораз­мера, расчет производительности для заданных условий, определение числа аппаратов. Типоразмер грохота обычно определяется требуемой производительностью сопрягающейся с ним дробилки. Наиболее желательное со­отношение числа аппаратов 1:1. Для первого приема дробления обычно запасные дробилки не устанавливаются. Во 2-м и 3-м приеме на 2-3 дробилки устанавливается одна запасная. Выбор оптимального варианта оборудования осуществляется на основе следующих критериев - уста­новочной мощности, стоимости, удобства размещения, эксплуатационных затрат. Схемы измельчения, подобно схемам дробления, состоят из от­дельных стадий. Из большего числа возможных вариантов схем обычно применяют измельчение: - в открытом цикле (рис.3.1,а); - в открытом цикле с предварительной классификацией (рис.3.1,б); - в замкнутом цикле с поверочной классификацией песков (рис.3.1,д); - в замкнутом цикле с предварительной и контрольной классификацией (рис.3.1,в); - в замкнутом цикле с поверочной и контрольной классификацией слива. От­ношение массы песков к массе исходного питания носит название цирку­лирующей нагрузки, которая может колебаться от 50 до 700 % от исход­ного материала. 3.4.1. Циркулирующая нагрузка в циклах дробления При дроблении руд в замкнутом цикле циркулирующая нагрузка является одним из важнейших технологических показате­лей и определяется следующими основными факторами: размером ячейки сита грохота в операции контрольного грохочения; эффективностью грохочения; схемой цикла мелкого дробления; физико-механическими и структурно-минеральными свойства­ми руды; технологической эффективностью дробления принятой дробилки при заданном размере ячейки сита грохота; шириной разгрузочной щели и степенью износа рабочей поверхности броней дробилки. Циркулирующую нагрузку С (%) на действующих обогатитель­ных фабриках определяют двумя способами: - по показаниям автоматических конвейерных весов выведенного готового продукта из цикла или поданного исходного питания в цикл мелкого дробления и возвращенного циркулирующего продукта в процесс дробления; - по результатам опробований и ситовых анализов продуктов дробления и грохочения. Для схемы с раздельными операциями грохочения определяют содержания трех-четырех расчетных классов крупности в разгрузке дробилки α, надрешетном Θ и подрешетном β продуктах, тогда . Для схемы с совмещенными операциями грохочения определяют содержание трех-четырех расчетных классов крупности в исходном питании цикла αр, разгрузке дробилки βдр, надрешетном Θ и подрешетном β0 продуктах, тогда . Вычисленные значения С по трем-четырем классам крупности усредняют и среднее значение принимают в качестве искомого. Влияние технологической эффективности процесса дробления в дробилке и эффективности грохочения на циркулирую­щую нагрузку С (доли ед.) определяют по формулам: для схемы с раздельными операциями грохочения , (3.17) где α0 и β0— содержание расчетного класса крупности соответст­венно в питании дробилки и подрешетном продукте грохота контрольной операции; Вd — технологическая эффективность про­цесса дробления по классу, равному расчетному, доли ед.; ε — извлечение расчетного класса крупности —d подрешетный продукт, доли ед.; для схемы с совмещенными операциями грохочения , (3.18) где α0 — содержание расчетного класса крупности в питании грохота, доли ед. Зависимости (3.17) и (3.18) позволяют определить влияние ширины разгрузочной щели на циркулирующую нагрузку по известной технологической эффективности процесса дробления в дробилке, работающей в открытом цикле. Пример 1. Определить циркулирующую нагрузку в цикле мелкого дробления, работающего по схеме с раздельными операциями грохочения, если содержание класса —16 мм в питании дробилки и готовом продукте соответствен­но равно 33,2 и 100%. Эффективность грохочения по классу —16 мм составляет 70%, технологическая эффективность дробления по классу —16 мм в дробилке КМД-2200, работающей при ширине разгрузочной щели 7 мм, равна 0,735. По формуле (3.17) С=(1/0,735-1)(1-0,332)4-1/0,7-1=0,67 (67%). Пример 2. Определить циркулирующую нагрузку в цикле мелкого дробления по примеру 1, если ширину разгрузочной щели дробилки КМД-2200 увеличили до 9 мм, а технологическая эффективность дробления по классу —16 мм составила 0,533: С=(1/0,533-1)(1 -0,332)+1/0,7-1 = 1,01(101%) Таким образом, циркулирующая нагрузка по сравнению с примером 1 возросла в 101/67 = 1,51 раза. Пример 3. Определить циркулирующую нагрузку цикла мелкого дробления по примеру 1, если эффективность грохочения по классу —16мм увеличена до 85%: С=(1/0,735 -1)(1 -0,332)+1/0,85-1 =0,42 (42%), т.е. циркулирующая нагрузка в данном случае по отношению к пример 1 уменьшается в 67/42 = 1,59 раза. 3.4.2 Циркулирующая нагрузка в циклах измельчения При работе мельниц в замкнутом цикле их разгрузка поступает в классифицирующий аппарат, который делит его на готовый продукт (слив) и крупный продукт (пески). Пески возвращают в мельницу для доизмельчения. Пески непрерывно транспортируют­ся из классифицирующего аппарата в мельницу, проходя через нее многократно. При установившемся технологическом режиме масса песков постоянна и образует циркулирующую нагрузку. Последняя может выражаться в виде абсолютной величины — массы циркулирую­щих песков в единицу времени (т/ч), либо в виде относительной величины, определяемой как отношение массы песков к массе исходного материала, подаваемого в мельницу в единицу времени (%, доли ед.). Циркулирующая нагрузка в циклах измельчения существенно влияет на эффективность работы. При увеличении циркулирующей нагрузки увеличивается скорость прохождения материала через мельницу и сокращается продолжительность измельчения. Мате­риал не успевает переизмельчиться и в мельнице увеличивается содержание зерен крупнее требуемого размера. А так как эффективность измельчения тем выше, чем выше содержание крупного класса, то при увеличении циркулирующей нагрузки растет производительность мельницы по готовому продукту. Чрезмерное увеличение циркулирующей нагрузки приводит к перегрузке мельницы и снижению эффективности ее работы. Кроме того, при чрезмерном увеличении циркулирующей нагрузки растут расходы на транспортирование песков классифицирующих аппаратов. Отсюда очевидна необходимость поддержания опти­мальной циркулирующей нагрузки, от которой зависит общая эффективность передела измельчения. Циркулирующая нагрузка влияет на содержание и массу крупного класса в мельнице. Влияние ее на удельную производи­тельность мельницы по вновь образованным классам крупности определяется формулой (3.19) где Кс — удельная производительность мельницы по вновь образо­ванным классам крупности по отношению к этому же показателю при С=1; С — циркулирующая нагрузка, доли ед. При С > 0,5 и С < 5 можно использовать соответственные упрощенные формулы В табл. 3.3 приведены значения Кс при изменении циркулирую­щей нагрузки от 0,1 до 5 по зависимости (3.19). Таблица 3.3 Удельная производительность мельницы по вновь образованному расчетному классу крупности — d по теоретической зависимости (21) Циркулирующую нагрузку мож­но определить взвешиванием песков за определенный промежуток вре­мени. Однако, более удобно цир­кулирующую нагрузку рассчитать по данным опробования продуктов зам­кнутого цикла измельчения. В основу расчета, по какой методике он бы ни производился, всегда закладывается баланс продуктов, поступающих в операцию классификации, и выхо­дящих из нее. При этом могут учитываться как массы твердого (руды), так и воды, отдельных минералов, химических элементов и т.д. В замкнутых циклах измельчения (рис. 3.2), когда исходное питание поступает непосредственно в мель­ницу, циркулирующая нагрузка определяется по уравнению C = (βс-βр)/(βр-βп), где βс, βр, βп— содержание расчетного класса крупности соответст­венно в сливе классификатора, разгрузке мельницы и песках классификатора, %. Рис. 3.2. Технологическая схема замкнутого цикла измельчения В классификатор поступает разгрузка мельницы, которая складывается из исходного питания Q и песков классификатора QC. Таким образом, в единицу времени в классификатор поступает Q + QC =Q(1 + С) сырья. Если содержание расчетного класса в разгрузке мельницы βр, то масса этого класса, поступающего в единицу времени в классификатор равна -Q(1+С)βР. Из классификатора выходят два продукта: пески и слив. Масса слива в единицу времени Q, так как при установив­шемся режиме масса материала на выходе из цикла равна массе на входе. Масса песков составляет QС. Масса расчетного класса в сливе — QβС, в песках — QβП. Из условия баланса расчетного класса на входе и выходе из классификатора следует Q(1+C)βр=QβC+QCβп. Сократив обе части на Q, получим (1 + С) βр = βс + Сβп, отсюда C = (βC-βр)/( βр-βп). Для повышения точности расчета принято определять циркули­рующую нагрузку по трем-четырем классам крупности, а получен­ные результаты усреднять. Во II и последующих стадиях измельчения исходное питание поступает непосредственно в операцию классификации. При этом наиболее часто применяют схему, в которой операции предвари­тельной и поверочной классификации совмещены. В этом случае определяют условную циркулирующую нагрузку по отношению ко всему питанию С = (βс-α)/( βр-βп), (3.20) где α — содержание расчетного класса в исходном питании цикла, %. На рис. 3.3 приведена номограмма для определения циркули­рующей нагрузки по зависимости (3.20). Рис. 3.3. Номограмма для определения циркулирующей нагрузки по формуле С = (βс-α)/( βр-βп): Точки М, А,N — пример движения по номограмме Пример 1. Мельница МШР-3600×5000 № 1 работает в I стадии измельчения в замкнутом цикле с классификатором КСН-30; производительность по руде составляет 78 т/ч, содержание класса —0,074 мм в руде—2,6; в разгрузке мельницы — 25,3; в песках — 7,6 и в сливе классификатора—48,3%. ▲Определить циркулирующую нагрузку и удельную производительность мель­ницы. По формуле (3.20) С=(48,3-25,3)/(25,3-7,6)=1,3 = 130%. Удельная производительность мельницы по вновь образованному классу -0,074 мм qd = q0Δβd = Q (βd - αd)/V= 78 (0,483 - 0,026) / 45 = 0,792 т/(м3·ч). Здесь q0 — удельная производительность по исходному питанию q0= Q/V= 78/45 = 1,733 т/(м3·ч).▲ Пример 2. Мельница МШР-3600×5000 № 2 работает в I стадии измельчения в замкнутом цикле с классификатором КСН-30; производительность по руде составляет 69 т/ч, содержание класса —0,074мм в руде —2,6; в разгрузке мельницы — 24,6, в песках — 7,9 и в сливе классификатора—57,1%. Определить, какая из мельниц (№ 2 или № 1) работает в более оптимальных условиях, приняв, что поступающая руда полностью идентична и состояние мельниц и шаровая загрузка в них одинаковы. ▲Циркулирующая нагрузка мельницы № 2: С=(57,1-24,6)/(24,6-7,9)= 1,95= 195%. Удельная производительность по вновь образованному классу -0,074мм qd = 69(0,571 -0,026)/45 = 0,836 т/(м3·ч). Удельная производительность по исходному питанию q0 = 69/45 = 1,533т/(м3·ч). Сопоставляя значения qd мельниц, видим, что во втором случае мельница работает более эффективно, при этом за счет прироста циркулирующей нагрузки получен прирост производительности. Таким образом, в мельнице № 1 циркули­рующая нагрузка недостаточна. ▲ 3.5. Типы и конструкции дробилок Выбор типа дробильного аппарата зависит от физических свойств (прочности, вязкости, хрупко­сти, трещиноватости и др.) и крупности исходного материала, требуемой степени дробления и гранулометрического состава дробленого продукта, необходимой производительности. К дробильным аппаратам относятся: щековые, конусные, валковые, молотковые, роторные дробилки, а также дезин­теграторы, дисмембратори и установки в которых реализуется электрогидравлическое или элек­троимпульсное дробление. 3.5.1. Дробление в щековых дробилках Щековые дробилки применяют для крупного и среднего дробления преимущественно твердых невязких руд. Дробле­ние производится в рабочем пространстве, образованном не­подвижной и подвижной — качающейся — щеками (рис. 3.4), в результате раздавливания, раскалывания и разламывания кус­ков при сближении щек. Дробленый материал разгружается че­рез щель во время отхода подвижной щеки от неподвижной. Параметры щековых дробилок: 1. Угол захвата между неподвижной и подвижной щеками дроби­лок равен двойному углу трения, что обеспечивает уравновешивание выталкивающей силы силами трения и исключает выброс материала из дробилки. Практически угол захвата не превышает 24°. Эксперимен­тально установлено, что при некотором уменьшении угла захвата про­изводительность дробилки повышается. Рис. 3.4. Принцип действия (а) и кинематические схемы щековых дробилок с простым (6 —д) и сложным (е, ж) движением щеки 2. Ход подвижной щеки принимается в зависимости от крупности загружаемого материала продукта. С увеличением хода подвижной ще­ки повышается производительность дробилки и растет крупность дроб­леного продукта. Содержание избыточного продукта при разгрузке со­ставляет 15-35 %. 3. Частота вращения эксцентрикового вала влияет на производительность дробилки и потребляемую мощность. Дробилки со сложным движением щели расходуют электроэнергии на 15-20 % меньше, чем дробилки с простым движением щели. Частота вращения определяется по формуле [1,3] , об/мин, (3.21) где α — угол захвата; S-длина хода (размах) подвижной щеки у разгрузочного отверстия, м. 4. Основные параметры, характеризующие щековую дробилку -размеры приемного отверстия: В - ширина, L — длина. Обозначение дробилок: ЩДП ВхL (с простым качанием щеки), ЩДС ВхL (со слож­ным качанием щеки). Технические характеристики щековых дробилок приведены в табл. 3.4. Таблица 3.4. Технические характеристики щековых дробилок Параметры Типоразмер ШДП-9×12 ШДП-12×15 ШДП-15×21 ШДП-21×25 ШДC-I-4×9 ШДC- II-4×6 ШДC-II-6×9 ШДC-II-9×12 ШДC- II-12×15 ШДC- II-15×21 Размеры приемного отверстия, мм: ширина длина 900 1200 1200 1500 1500 2100 2100 2500 400  900 400  600 600  900 900 1200 1200 1500 1500 2100 Наибольший размер кусков исходного ма­териала, мм 750 1000 1300 1700 340 340 500 750 1000 1300 Предел прочности при сжатии исходного ма­териала, МПа, не более 300 300 300 300 300 300 300 300 300 300 Ширина выходной ще­ли в фазе раскрытия, мм 130 155 180 250 60 60 100 130 155 180 Производительность при номинальной ширине выходной щели, м3/ч, не менее 180 310 550 800 30 18 60 180 310 550 Мощность двигателя основного привода, кВт, не более 110 160 250 400 55 45 75 110 160 250 Габаритные размеры, мм не более: длина ширина высота 5300 6000 4000 6400 6800 5000 7500 7000 6000 12000 8000 9000 2500 2400 2200 1700 1800 1600 3000 2500 1800 - - - - - - - - - Масса дробилки, т не более 75 145 260 470 13 7 21 - - - Удельная металлоемкость (отношение массы дробилки к производительности при номинальной ширине выходной щели), т/м3/ч, не более 0,42 0,47 0,48 0,60 0,44 0,40 0,35 - - - Удельная мощность (отношение мощности электродвигателя к производительности при номинальной ширине выходной щели), кВт/(м3/ч) 0,62 0,52 0,46 0,50 1,9 2,5 1,3 0,62 0,52 0,46 5. Производительность дробилок обычно определяют по эмпириче­ским формулам, по данным каталогов машиностроительных заводов или экспериментально. Полная производительность щековой дробилки Qр (т/ч) рассчитывается по эмпирической формуле Механобра [3,4]: (3.22) где Ккр Квл, Ктв - коэффициенты, учитывающие крупность, влажность и твердость дробимого материала (табл. 3.5); 150+750В - удельная опытная производительность, м3/м2·ч; В - ширина приемного отверстия дробилки, м; L - длина загрузочного отверстия дробилки, м; е - ширина выходной щели в фазе раскрытия профилей, м; δн - насыпная плотность, т/м3. Таблица 3.5 Поправочные коэффициенты на условия дробления Коэффициент Руда некрепкая средней крепости крепкая особой крепости Крепости по шкале Протодъяконова 5-10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Поправочный на крепость руды Ктв 1,25 1,15 1,1 1,05 1,0 0,95 0,9 0,85 0,8 0,75 0,7 Поправочный на влажность руды Квл Влажность руды, % 4 5 6 7 8 9 10 11 1 1 0,95 0,9 0,85 0,8 0,75 0,65 Поправочный на крупность руды Ккр Содержание крупных классов (курпнее 0,5 В) в питании αкр, % 5 10 20 25 30 40 50 60 70 80 1,1 1,08 1,05 1,04 1,03 1,0 0,97 0,95 0,92 0,89 По паспортным данным, расчетная производительность щековой дробилки Q0(м3/ч) определяется по формуле где Ккр Квл, Ктв - поправочные коэффициенты; е - ширина разгрузочной щели в фазе раскрытия,м; ен- номинальная ширина выходной щели, м. Мощность двигателя N определяется по эмпирической формуле [4,5] кВт, (3.23) где L и В- длина и ширина загрузочного отверстия, см; с — коэффициент, равный в зависимости от размеров загрузочно­го отверстия 1/60-1/120. 6. Максимальная степень дробления, которую можно достичь в щековых дробилках, составляет 8, обычно же дробилки работают при сте­пенях дробления 6. Расход электроэнергии для дробилок, работающих при степени дробления 6, составляет 0,3-1,3 кВт-ч/т. На обогатительных фабриках щековые дробилки применяются для крупного дробления. Эти дробилки не могут работать под завалом, и по­этому перед дробилками устанавливаются приемные воронки или бунке­ра, из которых руда подается равномерно в дробилку пластинчатым пи­тателем. Запускаются щековые дробилки при отсутствии дробимого ма­териала в камере дробления. 3.5.2. Дробление в конусных дробилках Конусные дробилки получили широкое распространение в горнорудной промышленности для крупного, среднего и мелкого дробления руд, горно-химического сырья и строи­тельных горных пород. Дробление осуществляется в кольце­вом пространстве между неподвижным и подвижным (дробя­щим) конусами (рис. 3.5). Подвижный конус, как бы обкаты­вая внутреннюю поверхность неподвижного конуса, произво­дит дробление крупных кусков в результате их раздавлива­ния, а также частично истирания и разламывания вследствие криволинейной формы дробящих поверхностей. Исходный материал (рис. 3.5, а) загружается сверху в пространство 4 между подвижным 3 и неподвижным 2 конусами, а разгрузка дробленого продукта производится вниз под дробилку 1 через щель во время отхода подвижного конуса от неподвижного. Неподвижный конус образован внутренней поверхностью верхней части корпуса дробилки. Подвижный конус насажен на вал и его движение по неподвижному конусу обеспечивает­ся несколькими способами. По основному из них нижний ко­нец вала крепят эксцентрично в стакане. При вращении экс­центрикового стакана через зубчатую передачу ось вала опи­сывает коническую поверхность (см. рис. 3.5, а, г). Рис. 3.5. Схемы устройства (а-г) и профилей рабочего пространства (д-з) конусных дробилок для крупного (а, б, д), среднего (в, г, е) и мелкого (г, ок. з) дробления В других конструкциях крепление вала осуществляется в соосных под­шипниках с эксцентриситетом относительно оси неподвижно­го конуса (рис. 3.5, б). В конструкции инерционной безэксцен­триковой конусной дробилки (рис. 3.5, в), разработанной со­трудниками Механобра, подвижный конус приводится во вра­щение приводом с дебалансным (неуравновешенным) грузом на нижнем конце вала. Передача вращения от редуктора элек­тродвигателя к валу осуществляется через шарнирный шпин­дель, на верхнюю головку которого опирается стакан с дебалансом (одетый на нижний конец вала). Помимо привода, конструкции дробилок различаются профилем рабочего пространства, конструкцией опорного уст­ройства, конструкцией и принципом действия защитного уст­ройства от поломок, способом регулирования разгрузочной щели. Главным различием конусных дробилок для крупного, сред­него и мелкого дробления является профиль их рабочего про­странства. У дробилок для крупного дробления (см. рис. 3.5, а, б, д) оно приспособлено к приему крупных кусков и кольцевое про­странство между подвижным и неподвижным конусами рас­ширяется в верхней части. Максимальный диаметр дробящего конуса примерно в 1,5 раза превышает ширину приемного от­верстия дробилки, а ширина разгрузочной щели составляет око­ло 0,1-0,2 от его размера. Криволинейные очертания футеров­ки в нижней ее части уменьшают возможность забивания дро­билки (см. рис. 3.5, а, б). Профиль рабочего пространства ко­нусных дробилок для среднего (см. рис. 3.5, в, г, е) и мелкого (см. рис. 3.5, г, ж, з) дробления предусматривает прием более мелкого материала и позволяет выдавать относительно рав­номерный по крупности кусков дробленый продукт. Дробил­ки мелкого дробления по сравнению с дробилками среднего дробления имеют большую длину «параллельной зоны» меж­ду конусами и меньшую высоту дробящего конуса, поэтому их называют еще короткоконусными. Производительность дробилок среднего и мелкого дробления пропорциональна пло­щади разгрузочной щели. Учитывая небольшую ее ширину, стремятся увеличивать ее длину за счет применения пологих дробящих конусов. Разгрузке дробленого продукта при этом способствует уве­личение эксцентриситета качания конуса. Если у дробилок крупного дробления эксцентриситет стакана меньше 25 мм, то у дробилок среднего и мелкого дробления его значение пре­вышает 100 мм. Весьма пологий конус (диск) имеют дробилки "Жиродиск" (см. рис. 3.5, з) для весьма мелкого дробления (до 6 мм и мельче). Профиль футеровки диска и камеры дробле­ния создают условия для самодробления материала. Конус-диск имеет высокую частоту качаний, и разрушение материа­ла происходит в результате быстрого нажатия-удара и исти­рания в многослойной массе зерен. Зерна получаются преиму­щественно изометрической (кубической) формы, что имеет важ­ное значение для повышения качества песка, получаемого дроб­лением горных пород — гранита, базальта, известняка. Выпускаются следующие типы ко­нусных дробилок: ККД — конусные крупного дробле­ния в двух исполнениях - с одним и двумя электродвигателями на при­воде; КРД - конусные редукционного дробления; КСД - конусные сред­него дробления в двух исполнениях - грубого (Гр) и тонкого (Т) дробле­ния; КМД — конусные мелкого дробления в двух исполнениях — грубого (Гр) и тонкого (Т1 и Т2) дробления. Номинальные размеры, определяющие типоразмер конусных дро­билок: ширина приемного отверстия В и ширина выходной щели А в фазе раскрытия профилей. Например, типоразмеры обозначаются ККД-1500/180 или КРД-700/75. Конусные дробилки крупного дробления предназначены для пер­вичного грубого дробления различных горных пород с временным со­противлением сжатия до 250 МПа, конусные дробилки редукционного дробления обычно используют для вторичного дробления при 3- и 4-стадиальных схемах дробления. Техническая характеристика конусных дробилок крупного дробле­ния представлена в табл. 3.6. Технические параметры дробилок крупного дробления: 1. Угол захвата а у конусных дробилок составляет 24-28°. 2. Частота вращения эксцентрикового стакана п (мин"1) определяет­ся по формуле [1,3] (3.24) где е=2r - ход дробящего конуса на линии разгрузочного отверстия, м; r - эксцентриситет, м; α1, α2 - углы наклона образующих неподвижного и подвижного ко­нусов к вертикали, град. Таблица 3.6 Основные параметры конусных дробилок крупного дробления (ККД) Параметры Тип дробилки с механическим регулированием щели с гидравлическим регулированием щели ККД- 500/75 ККД-900/140 ККД-1200/150 ККД-1500/180 ККД-1500/300 ККД- 500/75 ККД-900/140 ККД- 1200/150 ККД-1500/180 Диаметр основания конуса, м 1,22 1,636 1,9 2,52 3,2 1,22 1,636 1,9 2,52 Ширина загрузочного отвер­стия, мм 500 900 1200 1500 1500 500 900 1200 1500 Эксцентриситет, м 0,012 0,016 0,019 0,021 0,021 0,012 0,016 0,019 0,020 Частота качаний конуса, мин-1 160 140 120 80 82 160 140 120 100 Кинематический параметр, м3/мин 2,85 6,0 8,2 10,7 17,5 2,85 6,0 8,2 12,7 3. Полная расчетная производительность дробилки типа ККД мо­жет быть определена по формуле (3.25) где D - диаметр основания конуса, м; е - эксцентриситет, м; n0 - частота качаний конуса, мин-1; b - ширина разгручочного отверстия, мм; К1 (0,6) - поправочный коэффициент на тип конусной дробилки; Кkp·Кf·Кω, - коэффициенты крепости руды, влажности, содержания крупных классов соответственно (табл. 3.7-3.9). 4. Мощность электродвигателя N (кВт) определяется по формуле [1,3] (3.26) где D - диаметр основания дробящего конуса, м; r – эксцентриситет в плоскости выходной щели, м; п - частота качаний конуса, мин-1. Дробилки для крупного дробления выбираются исходя из обеспе­чения заданной крупности дробленого продукта, минимального числа дробилок и с учетом того, что между размером максимального куска дробимого материала D и шириной загрузочной щели В должно соблю­даться соотношение В = 1,2 D. Большие конусные дробилки могут ра­ботать под завалом, что позволяет загружать исходный материал непо­средственно из думпкаров и самосвалов. Степень дробления 3-5. Таблица 3.7 Значения коэффициента крупности Ккр Дробление Номинальная (условная) крупность питания, доли В Коэффициент крупности Ккр С предварительным грохочением 0,8 0,6 0,3 1,0 1,05 1,1 Без предварительного грохочения 0,8 0,65 0,55 0,45 0,35 1,0 1,1 1,2 1,3 1,4 Таблица 3.8 Значения коэффициента крепости Кf Руды Крепкие Средней крепости Мягкие Коэффициент Кf 0,75 1,0 1,1 Таблица 3.9 Условная максимальная крупность дробленого продукта (Z) для открытого цикла Руда Дробилки крупного дробления Конусные дробилки конусные щековые среднего дробления мелкого дробления Некрепкая 1,1 1,3 1,3-1,5 1,7-2,0 Средней крепости 1,4 1,5 1,8-2,0 2,2-2,5 Крепкая 1,6 1,7 2,4-2,6 2,7-3,0 Конусные дробилки для среднего (КСД) и мелкого (КМД) дробле­ния отличаются от конусных дробилок для крупного дробления (ККД) тем, что у ККД вал подвешивается к траверсе, а у КСД и КМД дробя­щий конус опирается на сферический подшипник. Характерной особен­ностью КСД и КМД является большой наклон образующих дробящего конуса. При приближении дробящего конуса к неподвижному у выход­ной щели образуется параллельная зона, т.е. участок рабочего простран­ства, где поверхности конусов параллельны. КСД и КМД отличаются длиной параллельной зоны: у дробилок для мелкого дробления она рав­на 1/6 диаметра дробящего конуса, а у дробилок для среднего дробле­ния - 1/10-1/12. Конусные дробилки КСД и КМД являются более быст­роходными по сравнению с дробилками ККД. Технологические параметры конусных дробилок среднего и мелкого дробления 1. Принимается угол захвата а между образующими поверхностей дробящего конуса и наружной конической чаши в верхней части рабо­чего пространства в момент наибольшего их сближения. Угол захвата должен быть меньше двойного угла трения и составляет 18°. Частота вращения эксцентрикового стакана выпускаемых дробилок составляет 180-260 об/мин. 2. Объемная производительность помимо конструктивных пара­метров (табл. 3.10) определяется прочностными и гранулометрическими характеристиками дробимых руд и может быть рассчитана по следую­щей эмпирической формуле [1,3]: (3.27) , (3.28) где Кf·, Ккр- коэффициенты, учитывающие влияние прочности и крупности питания дробилок; D - диаметр основания дробящего конуса, м; ε - угол между осью конуса и осью дробилки (угол нутации), град.; е - эксцентриситет, мм; b0- размер разгрузочного отверстия (при смыкании), мм. Основные параметры конусных дробилок для среднего дробления, приведены в табл. 3.11, для мелкого дробления - в табл. 3.12. Таблица 3.10 Конструктивные параметры конусных дробилок КСД и КМД Параметры Диаметр основания конуса D, мм 600 900 1200 1750 2200 Угол нутации е, град. 2,43 2,28 2,17 2 2 Ше 0,0425 0,040 0,038 0,035 0,035 Эксцентриситет е, мм 10,7 15,0 19,0 25,6 32,2 е • соз 50° 6,9 9,65 12,1 16,5 20,8 Таблица 3.11 Основные параметры конусных дробилок для среднего дробления (КСД) Тип дробилки Показатели КСД-600А КСД-600Б КСД-900А КСД-900Б КСД-1200А КСД-1200Б КСД-1750А КСД-1750Б КСД-2200А КСД-2200Б КСД-2500А КСД-2500Б КСД-3000А КСД-3000Б Диаметр основания дрорбяще-го конуса, мм 600 600 900 900 1200 1200 1750 1750 2200 2200 2500 2500 3000 3000 Ширина приемной щели, мм 50 75 75 130 125 185 200 250 275 350 335 450 475 600 Наиболь-ший размер кусков в питании, мм 40 60 60 100 100 150 160 215 250 300 270 360 380 500 Ширина разгрузоч-ной щели, мм 3-13 12-25 5-20 15-40 10-25 20-50 10-30 25-60 10-30 30-60 12-35 45-70 15-40 50-80 Число качаний конуса в минуту, мин-1 350 350 325 325 260 260 245 245 224 220 - - - - Произво-дитель-ность, м3/ч 3-13 12-25 8-40 30-55 30-85 70-105 60-180 160-300 120-340 340-580 170-480 620-810 275-700 850-1200 Таблица 3.12 Основные параметры конусных дробилок для мелкого дробления (КМД) Тип дробилки Показатели КМД-1200 КМД-1750Т КМД-1750Гр КМД-2200Т КМД-2200 КМД-2500 Гр КМД-3000Т Диаметр основания дрорбящего конуса, мм 1200 1750 1750 2200 2200 2500 3000 Ширина приемной щели, мм 50 80 130 100 140 180 150 Наибольший размер кусков в питании, мм 40 70 100 80 110 150 120 Число качаний конуса в минуту, мин-1 260 245 245 242 242 200 185 Производительность, м3/ч 12-55 85-110 95-130 160-220 220-260 100 160 Потребляемая мощность электродвигателя для дробилок КСД и КМД [1,4] рассчитывается по формуле (3.29) где D - диаметр дробящего конуса у разгрузочной щели, м; п — частота вращения эксцентрикового стакана, мин-1. Степень дробления дробилок КСД и КМД составляет 3-10. В отечественной промышленности впервые в мировой практике созданы конусные инерционные дробилки КИД-300, КИД-600, КИД-1750, позволяющие в открытом цикле обеспечить степень дробления, равную 15-20. 3.5.3. Валковые дробилки. В валковых дробилках материал дро­бится двумя валками, вращающимися навстречу один другому. Валко­вые дробилки бывают с гладкими, рифлеными и зубчатыми валками (Рис. ). Рис. 3.7. Схемы двухвалковой (а) и одновалковой зубчатой (б) дробилок Размеры валковых дробилок определяются диаметром D и длиной L валков. Окружная скорость на поверхности валков составляет 4-6 м/с. Степень дробления 4-6. Технические характеристики валковых дроби­лок приведены в табл. 3.13. Процесс дробления в дробилках с зубчатыми валками происходит за счет скалывания пород и осуществляется при меньших переизмельчении и расходе электроэнергии, чем в щековых и конических дробилках. При крупном дроблении форма зубьев клювообразная, высота их от 70 до 110 мм; при мелком - копьевидная, высота зубьев около 30 мм. Технические характеристики валковых дробилок с зубчатыми вал­ками приведены в табл. 3.14. Производительность валковой дробилки Q (т/ч) можно вычислить по формуле [1,4] (3.30) где п - частота вращения валков, мин-1; D и l - соответственно диаметр и длина валка, м; S - ширина щели между валками, м; δ - плотность дробимого материала, т/м3; А: - коэффициент разрыхления (0,1-0,2). Таблица 3.13 Технические характеристики валковых дробилок Параметры ДГ 800×500 ДГ 1000×550 ДГ 1500×600 ДР 400×250, ДРГ 600×400, Д4Г 900×700 ДРГ 600×400 ДРГ 600×400 верхние валки нижние валки Диаметр валков, мм: диаметр длина 800 500 1000 550 1500 600 400 250 600 400 900 700 900 700 Наибольший размер разгруженных кусков при наименьшей ширине выходной щели, мм 40 50 75 40 60 40 40 Пределы регулирования ширины щели, мм 4-26 4-18 4-20 5-20 10-30 10-40 2-10 Частота вращения валков, мин-1 172; 100; 145 57; 90; 115 38; 60; 76 120; 180; 240 100; 130; 160 115 180 Давление на 1 см длины валка, кН 15-30 17-35 20-40 5-10 9-20 3,5 3,5 Производительность, м3/ч, при ширине щели: наименьшей наибольшей 10,8 43 11,9 53,5 13 65 5,6 24 18 54 120 120 120 120 Потребляемая мощность, кВт 30 1 40 55 8 22 40 40 Масса без электродвигателя, т 7,8 13,3 33 1,7 5 35 35 Примечание. ДГ - двухвалковая дробилка с гладкими валками для среднего и мелкого дробления твердых руд; ДР - то же, с рифлеными валками для дробления руд средней твердости; ДГР - то же, с гладкими и рифлеными валками; Д4Г - четырехвалковая дробилка с гладкими валками для мелкого дробления кокса и мягких руд. Таблица 3.14 Технические характеристики валковых дробилок с зубчатыми валками Дробилки двухвалковые Показатели ДДЗ-4 ДДЗ-6 ДДЗ-10 ДДЗ-700 ДДЗ 9×9 ДДЗ 15×12 ДДЗ-16 Размер валков (D×L), мм 400×600 630×800 1000×1250 1250×1000 900×900 1500×1200 1600×2000 Частота вращения вала, мин 66 50 36 170, 200 42 40 41 Наибольший размер кусков в питании, мм 100×200× ×300 400×500× ×600 400×600× ×1000 900 250,360 900 1200×1300× ×1300 Ширина щели между валками, мм 105 150 240 - — 100 440 Максимальная крупность кусков дробленого продукта, мм 25-125 50-150 100-300 250 40-100 100-150 200-300 Производительность, м3 /ч 20-100 60-150 125-525 700 70, 120 150 800, 1300 Мощность электродвигателя, кВт 13 22 40 30 40 55 3.5.4. Молотковые и роторные дробилки. В дробилках ударного действия дробимый материал разрушается ударом за счет кинетической энергии движущихся тел. По устройству дробящего органа они делятся на молотковые, роторные и дезинтеграторные (Рис. ). Рис. 3.9. Схемы однороторных (а—в) и двухроторных (г, д) молотковых дро­билок Рис. 3.9. Схемы однороторных (а—в) и двухроторных (г, д) молотковых дро­билок В молотковых дробилках материал дробится главным образом уда­ром молотков, которые подвешены к ротору, вращающемуся в рабочем пространстве дробилки, ограниченном корпусом, футерованным бронзо­выми плитами. Молотковые дробилки предназначены для крупного, сред­него и мелкого дробления хрупких руд, а также глинистых. Размеры мо­лотковых дробилок определяются двумя параметрами: диаметром окруж­ности D и длиной ротора L. Отношение L:D для молотковых дробилок, обычно, принимают в пределах 0,5-1,33; для роторных дробилок 0,8-1,0. Основные параметры молотковых дробилок приведены в табл. 3.15. Таблица 3.15 Основные параметры молотковых однороторных дробилок Параметры Нереверсивные Реверсивные М-6-4 М-8-6 М 13-16 М 20-20 М 20-30 ДМРЭ 10-10 ДМРИЭ 14,5-13 ДМРИЭ 15-15 Размеры роторов, мм: диаметр длина 600 400 800 600 1300 1600 2000 2000 2000 3000 1000 1000 1450 1300 1500 1500 Размер наибольшего куска в питании, мм 150 250 400 600 600 80 80 120 Частота вращения ротора, мин-1 1250; 1500; 2000 1000; 1300; 1500 600; 750; 1000 500; 600; 600 500; 600 750; 1000; 1500 750; 1000 1500 Паспортная производительность, т/ч 12-15 20-48 150-200 600 850-1000 80-100 до 250 275-550 Мощность электродвигателя, кВт 20; 26; 40 55; 75; 100 210; 260; 350 630; 800 1000; 1250 200; 200; 250 400; 500; 630 1000 В зависимости от конструкции различают молотковые дробилки: - с шарнирно подвешенными и жестко закрепленными на вращаю­щемся роторе молотками (роторные дробилки); - однороторные и двухроторные; - реверсивные и нереверсивные; - с колосниковой решеткой и без неё; - с подвижными и неподвижными плитами. Степень дробления 15-20. К преимуществам роторных дробилок можно отнести высокую степень дробления и большую производительность при низком расходе электроэнергии. Объемная производительность молотковой дробилки Q (м3/ч) ориентировочно может быть рассчитана по формулам [1,4]: (3.31) (3.32) где Dр - диаметр ротора, м; L - длина ротора, м; п - частота вращения ротора, мин-1. Мощность электродвигателя молотковых дробилок определяется по формуле [4,5] (3.33) Молотковые и роторные дробилки требуют тщательной баланси­ровки ротора. Исходный материал должен загружаться со скоростью вращения ротора. Молотки следует выбирать по массе в зависимости от крупности исходного материала: для дробления материала крупностью до 100-200 мм в пределах 3-15 кг; для дробления крупных кусков креп­ких пород в пределах 60-150 кг. 3.6 Измельчение Дробленая руда размером 10-30 мм поступает для измельчения в ба­рабанные (шаровые и стержневые) мельницы. При вращении барабана измельчающая среда (шары, стержни, куски руды) и измельчаемая среда поднимаются на определенную высоту, а затем скользят, скатываются или падают вниз. Измельчение происходит за счет удара падающей из­мельчающей среды, раздавливания и трения между перекатывающимися слоями содержимого мельницы. Движение материала вдоль барабана происходит от перепада уровней загрузки и разгрузки: при мокром из­мельчении материал транспортируется водой, а при сухом - воздушным потоком. Конструктивные типы барабанных мельниц различаются по ро­ду измельчающих тел, форме барабана, способам измельчения и разгруз­ки измельченного продукта. 3.6.1. Мельницы На обогатительных фабриках применяются ша­ровые и рудно-галечные мельницы с разгрузочной решеткой, шаровые мельницы с центральной разгрузкой, стержневые мельницы с централь­ной разгрузкой, рудные мельницы для мокрого самоизмельчения типа «Каскад» и рудные мельницы для сухого самоизмельчения типа «Аэрофол». Мельницы характеризуются внутренним диаметром D барабана и его рабочей длиной L. Барабанная мельница (рис. 3.12, а) представляет собой обычно цилиндрический (иногда конический или цилиндроконический) барабан 1 с торцевыми крышками 2, 3 и пустотелы­ми цапфами 4, 5, опирающимися на подшипники б, 7. Исходный материал загружается через одну цапфу, а измельченный про­дукт разгружается через другую. Движение материала вдоль оси барабана происходит за счет перепада уровней загрузки и разгрузки и напора в результате непрерывной загрузки ис­ходного материала: при мокром измельчении материал тран­спортируется водой, а при сухом - воздушным потоком. При вращении барабана измельчающая среда (стальные шары, стержни, куски руды или рудная галя) и измельчаемая руда благодаря трению поднимаются на некоторую высоту и затем сползают, скатываются или падают вниз. Измельчение происходит за счет удара падающей измельчающей среды, раздавливания и трения между частицами и перекатывающи­мися слоями содержимого мельницы. Вклад удара, трения и раздавливания в работу измельчения зависит от режима ра­боты мельницы, определяемого частотой вращения ее бара­бана, по отношению к критической nкр, когда для частицы или дробящего тела, например шара, в наивысшей точке А (рис. 4.12,б) достигается равновесие двух основных действую­щих сил — центробежной силы F и силы тяжести Р — и они уже не могут оторваться от поверхности вращающегося барабана. Рис. 4.12. Схема барабанной вращающейся мельницы (а) и движения в ней мелющих тел при каскадном (б), водопадном (в) и смешанном (г) режимах измельчения Для этих условий: мин-1 где D — внутренний диаметр барабана мельницы. В промышленных условиях мельницы работают при час­тоте вращения барабана, равной 50 — 88 % критической, в кас­кадном, водопадном или смешанных режимах измельчения в зависимости от характера измельчаемого сырья, его исходной и необходимой конечной крупности. Каскадный (перекатный) режим (рис. 4.12, б) наблюдается при небольшой частоте вращения бара­бана, составляющей 50 — 60 % критической. Мелющие тела, например шары, поднимаясь на некоторую высоту, затем ска­тываются «каскадом» или сползают вниз, измельчая материал главным образом раздавливанием и истиранием. Режим используется с целью: получения однородного по крупности продукта измельчения перед его, например, гравитационным обо­гащением; предотвращения ударных воздействий мелющих тел на материал и тем самым переизмельчения хрупких мате­риалов или некрепких пород; разупрочнения сростков и улуч­шения степени их раскрытия при доизмельчении концентра­тов и промпродуктов обогащения. Разупрочнение сростков обусловлено множеством относительно слабых ударов, произ­водимых мелющими телами при их каскадном перемещении относительно друг друга. Уменьшение диаметра шаров до 25-40 мм, но увеличение их количества, приводящее к уменьшению энергии ударов, но к увеличению их числа, повышает эффек­тивность разупрочнения и раскрытия сростков при уменьше­нии энергозатрат на 25-30 % без снижения удельной произ­водительности мельницы по готовому классу крупности. По­ложительным явлением при каскадном режиме измельчения является также внутримельничная классификация, благодаря которой в нижней части барабана концентрируются и подвер­гаются измельчению лишь наиболее крупные и тяжелые сро­стки; более тонкие частицы, находясь в пульпе выше зоны, заполненной мелющими телами, не измельчаются и выносят­ся из мельницы потоком. Для обеспечения этой классифика­ции измельчение проводится на относительно разбавленных пульпах (44 - 50% твердого), что необходимо также и для обе­спечения достаточной интенсивности измельчения при пере­катывании мелющих тел, так как слишком густая пульпа чрез­мерно смягчала бы их воздействие на измельчаемые зерна. Водопадный (катарактный) режим (рис. 4.12, в) осуществ­ляется при частоте вращения барабана 75-88 % критической, обеспечивающей переход всех или большинства слоев мелю­щих тел с круговой на параболическую траекторию. Измель­чение материала при этом происходит главным образом за счет удара падающих тел и лишь незначительно за счет раз­давливания и истирания. Эффективность измельчения возрас­тает с увеличением плотности пульпы до 65-80 % твердого за счет уменьшения гасящего действия жидкой фазы на силу удара мелющего тела. Однако слишком большая плотность пульпы приводит к переизмельчению материала и может стать причиной забивки мельницы. Водопадный режим является наиболее оптимальным при измельчении крупнодробле­ных и трудноизмельчаемых материалов и широко использу­ется в настоящее время в промышленной практике. Смешанный режим (рис. 4.12, г) является промежуточным между каскадным и водопадным режимами измельчения и наблюдается при частоте вращения барабана 60-75 % кри­тической. При этом внешние слои мелющих тел падают на внутренние слои материала, скатывающегося по склону вниз. Оптимальная частота вращения барабана при всех режи­мах измельчения зависит от степени или коэффициента на­полнения его мелющими телами, которые изменяются от 30 до 50%. Чем больше их значение, тем меньше оптимальная частота вращения барабана. Технологическая и экономическая эффективность работы барабанных вращающихся мельниц зависит не только от ре­жима измельчения, плотности пульпы и степени заполнения барабана мелющими телами. Существенное влияние на нее оказывают также характеристика измельчающей среды, про­филь и качество футеровки барабана, исходная и конечная крупность измельчаемого материала, его измельчаемость, кон­структивные особенности мельницы. В качестве измельчающей среды наиболее часто исполь­зуются стальные шары, стержни, куски руды или рудная галя. Максимальный размер мелющих тел, загружаемых в мельни­цу, в 13-33 раза больше максимального куска измельчаемого материала. Для измельчения крупных и твердых материалов применяются более крупные, а для измельчения мелких и мяг­ких материалов -более мелкие мелющие тела. К примеру, раз­мер загружаемых стальных шаров изменяется от 100-125 до 25-30 мм. С целью повышения эффективности воздействия мелющих тел на измельчение материала, раскрытие сростков и снижение энергозатрат: • производят рационирование гранулометрического состава измельчающей среды догрузкой мелющих тел (например, шаров) разного размера с учетом гранулометрической характеристики измельчаемого материала; • применяют барабаны цилиндроконической и конической формы, способствующие рациональному распределению мелющих тел и измельчаемого материала по их крупности вдоль барабана: там, где диаметр и окружная скорость бара­бана больше, т. е. в начале барабана, сосредотачиваются бо­лее крупные мелющие тела и куски руды; последующее уменьшение диаметра барабана в направлении движения ма­териала сопровождается уменьшением крупности материала и мелющих тел; • используют стальные тела нешарообразной формы, в том числе цильпебс, представляющий собой тела в виде цилин­дриков или усеченных конусов, шары из материалов различ­ной прочности или с изменяющейся твердостью по их радиусу. Для защиты барабана мельницы от износа внутренняя по­верхность его футеруется (через каждые 6-15 мес.) плитами из марганцовистой, хромистой стали или резины. Их профиль (рис. 4.13) существенно влияет на характер движения измель­чающей среды. Рис. 3.13. Профили ступенчатой брусчатой (а), каскадной (б), волнистой (в), гладкой (г), резиновой (д) и магнитной (е) футеровок При ступенчатой, каскадной и волнистой футеровках (рис. 4.13, а — в) мелющие тела поднимаются выше и сила удара их больше, чем при гладкой (рис. 4.13, г) и резино­вой (рис. 4.13, д), используемых обычно для измельчения бо­лее мелких или более мягких материалов. При этом примене­ние резиновых футеровок является более эффективным, по сравнению с металлическими, так как позволяет увеличить срок их службы, уменьшить трудозатраты при перефутеровках барабана, а также энергозатраты и шум при работе мель­ницы. В последнее время начали применять магнитную футе­ровку, состоящую из керамических постоянных магнитов завулканизированных в резину (рис. 4.13, е). Магниты одной стороной прижимают футеровку к барабану, а другой — притягивают магнитный материал (измельчаемую магнетитовую руду, стальные мелющие тела), образуя постоянно восстанав­ливаемый защитный слой. Технические характеристики барабанных мельниц преставлены в табл.3.16-3.19. Таблица 3.16 Основные параметры вращающихся барабанных мельниц Тип и размер мельниц Внутр. диаметр барабана, мм Длина барабана, мм Рабочий объем барабана, м3 Частота вращения барабана, мин-1 Максим, размер загружаемых кусков, мм Масса мельницы т Мощность электро-двигателя, кВт Мельницы мокрого (ММС) и сухого (МСС) самоизмельчения ММС- 1500×400 1500 400 0,6 30 150 10,5 40 ММС-2100×500 2100 500 1,4 18-28 300 18,7 40 ММС-5000×1800 5000 1800 30 13,5-18,4 350 167,2 620 ММС-7000×2300 7000 2300 75 13 400 382,5 1600 ММС-7000×бООО 7000 6000 200 13 400 700 4000 ММС-9000×ЗООО 9000 3000 160 11,5 600 722,5 4000 ММС-9000×3500 9000 ___ , 3500 195 11,5 600 755 4000 ММС- 10000×5000 10000 5000 380 10,2 750 1600 2×4000 ММС-5700×1850 5700 1850 55 13-18 300 179,3 705 Галечные и рудно-галечные мельницы МГР-4000×7500 4000 7500 83 17,4 . 310 1600 МШГР-4500×6000 4500 6000 83 16,5 - 345 2000 МГР-5500×7500 5500 7500 160 13,6 _ 650 3200 МГР-6000×12500 6000 12500 320 13,2 - 900 6300 Таблица 3.17 Основные параметры стержневых мельниц (МСЦ) для мокрого измельчения Тип и размер мельниц Толщина футеровки, мм Внутр. диаметр барабана, мм Длина барабана, мм Рабочий объем барабана, м Частота вращения в % от критич. Масса стержн. загрузки (максим.)т Масса мельницы, т Мощность электро­двигателя, кВт МСЦ-900×1800 60 900 1600 0,9 66,8 2 5,2 22 МСЦ- 1200×2400 65 1200 2400 2,2 66,0 5 13,5 40 МСЦ- 1500×3000 70 1500 3000 4,4 67,2 10 23 110 МСЦ-2 100×2200 80 2100 2200 6,5 61,6 15 46 160 МСЦ-2 100×3000 80 2100 3000 8,8 64,9 20 52 200 МСЦ-2700×3600 95 2700 3600 18 58,4 41 81 400 МСЦ-3200×4500 ПО 3200 4500 32 58,9 73 140 800 МСЦ-3600×5500 105 3600 5500 49 59,6 114 170 1000 МСЦ-4000×5500 120 4000 5500 61 59,7 141 250 2000 МСЦ-4500×6000 120 4500 6000 85 60,8 196 310 2500 Таблица 3.18 Основные параметры шаровых мельниц (МШР) для мокрого измельчения Тип и размер мельниц Толщина футеровки мм Внутр. диаметр барабана, мм Длина барабана мм Рабочий объем барабана, м3 Частота вращения в % от критич. Масса шаров, загрузки (макс.), т Масса мельницы, т Мощность электро­двигателя, кВт МШР-900×100 60 900 1000 0,5 83,7 1,0 5,3 13 МШР-1200×1300 65 1200 1300 1,2 85,6 2,4 10,5 30 МШР-1500×1600 70 1500 1600 2,3 82,9 4,8 16,5 55 МШР-2100×1500 80 2100 1500 4,4 80,3 9,1 35,5 132 МШР-2 100×2200 80 2100 2200 6,5 80,3 13,4 40,5 160 МШР-2 100×3000 80 2100 3000 8,8 80,3 18,3 45,5 200 МШР-2700×2100 95 2700 2100 10 78,9 21,5 67 315 МШР-2700×2700 95 2700 2700 13 78,9 28 71 315 МШР-2700×3600 95 2700 3600 18 78,9 37 78 400 МШР-3200×З10О 105 3200 3100 22 81,0 45 97 630 МШР -3200×3800 105 3200 3800 27 81,0 55 - 800 МШР-3200×4500 105 3200 4500 32 81,0 65 141 1000 МШР-3600×4000 ПО 3600 4000 36 78,7 74 160 1000 МШР-3600×5000 ПО 3600 5000 45 78,7 93 165 1250 МШР-4000×5000 120 4000 5000 55 79,9 115 265 2000 МШР-4500×5000 120 4500 5000 71 80,4 148 300 2500 МШР-4500×6000 120 4500 6000 85 80,4 177 - 2500 МШР-5000×6500 120 5000 6500 141 74,0 290 - - МШР-6000×8000 120 6000 8000 208 75,0 430 - - Таблица 3.19 Основные параметры шаровых мельниц (МШЦ) для мокрого измельчения Тип, размер мельниц Толщина фу­теров-ки, мм Внутр. диаметр барабана, мм Длина барабана, мм Рабочий объем барабана, м3 Частота вращения в % от критич. Масса шаров, загрузки (макс.), т Масса мельницы, т Мощность электро­двигателя, кВт МШЦ-900×1800 60 900 1800 0,9 83,7 1,7 5,2 22 МШЦ-200×2400 65 1200 2400 2,2 85,6 4,2 14 45 МШЦ-1500×3000 70 1500 3000 4,4 82,9 8,4 23 110 МШЦ-2100×2200 80 2100 2200 6,5 80,3 12,5 40 160 МШЦ- 2100×3000 80 2100 3000 8,8 80,3 17,1 46,5 200 МШЦ-2700×3600 95 2700 3600 18 78,9 34 76 400 МШЦ-3200×3100 105 3200 3100 22 81,0 42 90 630 МШЦ-3200×4500 105 3200 4500 32 81,0 61 140 800 МШЦ-3600×5500 110 3600 5500 49 78,7 95 170 1250 МШЦ-4000×5500 120 4000 5500 61 79,9 118 250 2000 МШЦ-4500×5500 12С 4500 5500 78 80,4 151 310 2500 МШЦ-4500×6000 12С 4500 6000 85 80,4 165 355 2500 МШЦ-4500×8000 12С 4500 8000 114 80,4 220 450 3150 МШЦ-5000×10500 120 5000 10500 186 78,7 360 — МШЦ-5500×6500 12С 5500 6500 141 74,0 273 690 4000 МШЦ-5500х10500 120 5500 10500 228 74,0 440 МШЦ-6000×8000 120 6000 8000 208 75,0 400 - МШЦ-8500×8500 120 8500 8500 221 75,0 426 - - Основными параметрами, характеризующими механический режим работы барабанной мельницы, являются: относительная частота враще­ния барабана ψ (%), относительное заполнение измельчающей средой барабана мельницы φ (%). В зависимости от частоты вращения барабана мельницы различают следующие режимы движения измельчающих тел: каскадный, водопадный, смешанный. Каскадный режим осуществляется при малой частоте вращения барабана посредством перекатывания из­мельчающих тел без их полета. При водопадном режиме измельчающая среда поднимается по круговым траекториям на большую высоту и па­дает водопадом по параболическим траекториям, нанося удары по руде, находящейся на круговых траекториях. Смешанный режим характери­зуется постепенным переходом от чисто каскадного к чисто водопадно­му режиму. Сверхкритический режим наступает при частоте вращения бараба­на выше критической, при которой начинает центрифугировать измель­чающая среда и при которой работа измельчения равна нулю. Критическая частота вращения барабана мельницы определяется по формуле [3,4] (3.36) где R - внутренний радиус барабана мельницы, м. Наиболее высокие показатели измельчения достигаются при сле­дующих значениях φ и ψ: Мельницы Шаровые Стержневые «Каскад» «Аэрофол» φ 40-50 35-40 38-42 35-42 ψ 75-80 65-70 70-75 85-85 В качестве измельчающей среды применяют шары и стержни из различных марок стали диаметром 15-25 мм. Расход шаров при различ­ной крупности измельчаемого продукта составляет 0,5-1,5 кг/т, расход стержней 0,5-1,0 кг/т. В последнее время наблюдается повышенный интерес к проблеме самоизмельчения в барабанных мельницах. Для многих типов руд самоизмельчение дает лучшее раскрытие рудных минералов, повышает качественно-количественные показатели, снижает расход стали (шаров, стержней) и затраты на обогащение руды. Самоизмельчение применяется для измельчения материалов круп­ностью от 250-500 мм до 0,3 мм. Сущность процесса рудного самоизмельчения заключается в том, что куски руды крупнее 75 мм (дробящие тела) измельчают в мельнице более мелкие зерна руды и сами измель­чаются. Рудные мельницы типа «Каскад» и «Аэрофол» имеют большой диаметр (до 11-17 м) и сравнительно малую длину - отклонение D/L ≥ 3. Мельницы типа «Каскад» применяют для мокрого рудного самоизмельчения железных, золотосодержащих руд вместо конусных дробилок для среднего и мелкого дробления, стержневых и шаровых мельниц для доизмельчения продукта. Мельницы типа «Аэрофол» применяют для су­хого рудного измельчения на фабриках, обогащающих железные, золо­тосодержащие, урановые и полиметаллические руды, а также для про­изводства цемента. В некоторых случаях в мельницы самоизмельчения загружают 8-10 % шаров диаметром 100-150 мм. Преимущества мель­ниц самоизмельчения: заменяют две-три стадии дробления и одну-две стадии измельчения, обеспечивая получение готового продукта, при этом значительно упрощается технологическая схема фабрики. 3.6.2. Расчет производительности мельниц. Производительность барабанных мельниц рассчитывают по методу подобия, т. е. исходя из практических данных их работы при режимах близких к оптимальному. Расчет производят по удельной производительности или по эффектив­ности измельчения. Производительность мельницы можно рассчитать по формуле [3,4] (3.37) где Q - производительность по руде, т/ч; q0- удельная производительность, т/м3ч; V— объем мельницы, м3. Значение q0 определяется по формуле (3.38) где qd - удельная производительность по вновь образованному расчетному классу крупности, т/м3ч; αd, βd - содержание расчетного класса крупности (например, класса -0,074 мм) соответственно в питании мельницы и в измельченном продукте, доли ед. Величина qd рассчитывается по формуле [3,4] (3.39) где qd - удельная производительность по вновь образованному расчет­ному классу эталонной мельницы, т/м3ч; К- коэффициенты, учитывающие: KИ- измельчаемость руды (табл. 3.20); Кк - крупность питания (табл. 3.21); Кβ - крупность готового продукта (табл. 3.22); КD - диаметр мельницы; Кт - тип мельницы; Кψ- относительную частоту вращения мельницы (табл. 3.23); Kδ - плотность измельчающей среды в мельницах самоизмельчения и рудногалечных; Кφ - заполнения мельницы измельчающей средой (табл. 3.24). Таблица 3.20 Зависимость удельной производительности мельниц по вновь образованному классу -0,074 мм от типа руды Руда Измельчае- мость, т/м3- ч Коэффициент измельчаемос-ти ки Руда Измельчае-мость, т/м3 • ч Коэффициент измельчаемое к„ 1 2 3 4 5 6 Ждановская, ГМК «Печенганикель» 0,23 1,0 Талнахская, медно-никелевая 0,426 1,85 Джезказганская, медная 0,360 1,57 То же, рудник «Маяк» 1Д 4,78 Сорская, медно-молибденовая 0,355 1,54 То же, пирротиновая 0,772 3,36 Фестивальная, оловосодержащая 0,415 1,80 Сибайская, медно-цинковая 0,82 3,57 Сихали, полиметаллическая 0,355 1,54 Дегтярская, медная 0,83 3,61 Эрдэнэт, медно-молибденовая 0,392 1,7 Члинская, медно-цинковая 1,33 5,78 Продолжение табл. 3.20 1 2 3 4 5 6 Горевская. полиметаллическая 0,375 1,63 Железистые кварциты 0,353 1,53 Удоканская. медная 0,405 1,76 Полтавский ГОК 0,35 1,52 Тырна\зская, молибденово-вольфрамовая 0,425 1,85 Михайловский ГОК 0,48 2,09 Каджаранская, медно-молибденовая 0,42 1,83 ЮГОК 0,875 3,8 Озерная, полиметаллическая 0,43 1,87 Костамушский ГОК 0,912 3,97 Маднеульская, медная 0,505 2,2 Лебединский ГОК 0,505 2,2 Кальмакырская, медная 0,505 2,2 Оленегорский ГОК Карагайлинская полиметаллическая, баритсодержащая 0,587 2,55 - - - Таблица 3.21 Зависимость удельной производительности мельниц по вновь образованному классу -0,074 мм от крупности исходной руды Содержание класса -0,074 мм в готовом продукте, % Номинальная крупность исходного питания, мм 40 30 25 20 15 12 10 Содержание класса -0,074 мм в исходном питании, % 3 4,5 5,3 6 8 9,2 10 Значения коэффициента Кк 15 1,1 1,04 1,0 0,98 0,82 . 0,72 0,65 25 0,99 1,0 1,0 1,02 0,98 0,92 0,96 40 0,95 0,98 1,0 1,04 1,05 1,07 1,09 48 0,94 0,98 1,0 1,04 1,07 1,09 1,12 60 0,93 0,97 1,0 1,05 1,08 1,11 1,15 72 0,92 0,97 1,0 1,05 1,09 1,13 1,07 85 0,92 0,97 1,0 1,05 1,10 1,14 1,18 95 0,91 0,97 1,0 1,05 1,11 1,15 1,19 Таблица 3.22 Зависимость удельной производительности мельниц по вновь образованному классу -0,074 мм от содержания этого класса в готовом продукте Содержание класса -0,074 мм в готовом продукте, % Номинальная крупность исходного питания, мм 40 25 20 15 10 5 3 Содержание класса -0,074 мм в исходном питании, % 3 5,3 6 8 10 20 23 Значения коэффициента Кр 30 0,76 0,87 0,90 0,98 1,06 1,23 1,30 40 0,86 0,96 0,99 1,07 1,13 1,28 1,32 48 0,90 0,99 1,02 1,09 1,14 1,26 1,29 60 0,92 1,0 1,02 1,07 1,11 1,17 1,18 72 1,0 0,96 0,98 1,01 1,03 1,06 1,06 85 0,89 0,94 0,96 0,98 1,00 1,01 1,01 95 0,87 0,90 0,91 0,93 0,94 0,94 0,94 Таблица 3.23 Зависимость удельной производительности мельниц по вновь образованному классу -0,074 мм от относительной частоты их вращения Частота вращения барабана у, доли ед. от критической Тип мельниц Частота вращения барабана у, доли ед, от критической Тип мель ниц шаровые, самоизм., полусамоизм., рудно-галечные стержневые шаровые, самоизм., полусамоизм., руд­но-галечные стержневые Значения коэффициента Кψ Значения коэффициента Кψ 0,3 0,39 0,5 0,7 0,90 1,17 0,35 0,46 0,58 0,75 0,95 1,25 0,4 0,52 0,67 0,8 1,00 1,33 0,45 0,59 0,75 0,85 1,04 - 0,5 0,65 0,83 0,9 1,07 - 0,55 0,72 0,92 0,95 1,07 - 0,6 0,78 1,00 1,00 1,05 - 0,65 0,84 1,08 - - - Таблица 3.24 Зависимость удельной производительности мельниц по вновь образованному классу -0,074 мм от степени заполнения барабана мельниц измельчающей средой Заполнение барабана измельчающей средой, доли ед. Тип мельниц шаровые рудно-галечные Полусамоизмельчения и самоизмельчения стержневые с центральной разгрузкой с загрузкой через решетку с центральной разгрузкой Значения коэффициента Кφ 0,10 0,35 0,36 0,34 0,40 0,37 0,15 0,50 0,51 0,48 0,57 0,53 0,20 0,62 0,64 0,61 0,72 0,68 0,25 0,73 0,75 0,72 0,85 0,80 0,275 0,78 0,80 0,76 0,90 0,86 0,3 0,83 0,85 0,81 0,95 0,91 0,325 0,87 0,89 0,85 1,00 0,96 0,35 0,90 0,92 0,88 1,04 1,00 0,4 0,96 0,98 0,94 1,11 1,07 0,42 0,98 1,00 0,96 1,13 1,10 0,45 1,01 1,02 0,97 1,15 1,13 0,475 1.01 1,03 0,98 1,17 1,15 0,50 1,02 1,04 0,99 1,17 1,17 0,55 1,02 1,05 1,00 1,18 1,19 0,60 1,01 1,03 0,98 1,16 1,19 Коэффициент КD определяется по формуле (3.40) где Dн и Dнэ — номинальный внутренний диаметр барабана рассчиты­ваемой и эталонной мельниц, м; t, tэ — толщина футеровки рассчитываемой и эталонной мель­ниц, м. Толщина футеровки для мельниц диаметром до 4 м рассчитывается по формуле [4,5] t = 0,04 + 0,02 Dн (3.41) и для мельниц диаметром 4 м и более принимается равной 0,12 м. Коэффициент Кт учитывает различие в типах рассчитываемой и эталонной мельниц и принимается равным: при переходе от мельниц с разгрузкой через решетки к мельницам с центральной разгрузкой Кт=0,85-0,87, при обратном переходе Кт=1,1-1,15. Коэффициент Kδ учитывает различие в плотности измельчающей среды и определяется по формуле (3.42) где δН, < δНЭ- насыпная плотность измельчающих тел в мельницах, кг/м3. Размер и число мельниц выбирают на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по суммарной массе мельниц, суммарной установленной мощности и стоимости всех мельниц. ТЕМА 4. Гравитационное обогащение минерального сырья Гравитационное обогащение - это разделение двух или более ми­нералов, отличающихся плотностью, размерами и формой, обусловлен­ное их относительным перемещением под действием сил тяжести (или центробежных сил) и сил сопротивления. Основным из перечисленных при разделении свойств минералов является плотность. В качестве среды для гравитацилнного обогащения при мокром обогащении используются вода, тяжелые жидкости и сус­пензии; при пневматическом - воздух. Гравитационные методы обогащения могут применяться как самостоятельно, так и в сочетаниях с другими процессами обогащения (радиометрической, магнитной и электрической сепарациями, флотацией и др.). Они широко используются в практике переработки угля, руд цветных, черных и редких металлов, золотосодержащих россыпей и др. К гравитационным методам обогащения относятся следующие процессы: отсадка, обогащение в тя­желых средах (главным образом в минеральных суспензиях); обогащение на концентрационных столах, шлюзах, желобах, винтовых сепараторах; обогащение на струйных концентраторах; противоточная водная сепара­ция; пневматическое обогащение, а также промывка. 4.1. Отсадка Отсадка является одним из наиболее распространенных методов обогащения полезных ископаемых. Этот процесс основан на различии скоростей движения мине­ральных зерен в пульсирующей среде разделения, в качестве которой используется обычно вода и гораздо реже воздух. Рис. 4.1. Схема процесса отсадки (а) и ее циклы: б — гармонический; в — Майера; г — Берда; д — Томаса; S — перемещение среды; V—скорость пере­мещения Исходный материал 1 поступает на решето 2 обычно двух­ступенчатой 8 отсадочной машины (рис. 4.1, а) и распределя­ется на нем равномерным слоем. Через отверстия решета цир­кулируют восходящий и нисходящий потоки среды, под воз­действием которых формируются слои тяжелых 3, легких 5 зерен и их сростков 4. Послойная разгрузка происходит в каж­дой ступени 6. Тяжелая фракция разгружается через специ­альные шиберные устройства 7 (горизонтальные или верти­кальные щели с затворами разной конструкции) и решето 2, легкая — через порог в конце отсадочной машины. Режимом ее работы предусмотрено, чтобы слои 3, 4 не выходили за пре­делы соответствующей ступени отсадки. Закономерности расслоения материала по плотности в стесненных условиях при отсадке обусловлены явлениями не только разделения зерен во взвешенном слое, но и их сегрега­ции. При этом на движение минеральных зерен оказывают влияние их вес в разделительной среде, гидростатические си­лы сопротивления и инерции среды, механические силы тре­ния и ударов зерен как друг о друга, так и о стенки аппарата. Под действием восходящего потока среды смесь разде­ляемых зерен разрыхляется и легкие зерна, скорость падения которых меньше скорости потока, дви­жутся вверх; а тяже­лые зерна лишь взве­шиваются. При нисходящем потоке сре­ды, наоборот, тяже­лые зерна извлека­ются потоком вниз с большей скоро­стью, чем легкие, и слой минеральных зе­рен на решете уп­лотняется. В результате мно­гократного воздействия восходяще-нис­ходящих потоков ма­териал расслаивает­ся: зерна легких ми­нералов выносятся в верхние слои, а тяжелые зерна, преодо­левая сопротивление среды, концентрируются в нижних сло­ях. При этом за счет всасывающего действия нисходящего по­тока мелкие зерна тяжелых минералов проходят через каналы между крупными тяжелыми зернами и располагаются под ни­ми или разгружаются через отверстия решета в камеры отса­дочной машины. Мелкие зерна легких минералов также просачиваются меж­ду более крупными легкими зернами, но не успевают пройти по каналам между зернами тяжелых минералов в связи с уплотнением слоя зерен на решете, остаются под слоем крупных зерен легких минералов. В результате минеральные зерна рас­полагаются над решетом в последовательности: мелкие, затем крупные зерна тяжелых минералов, над ними — мелкие зерна легких минералов и вверху — более крупные зерна легких ми­нералов. Такому распределению зерен по плотности и круп­ности способствует также сегрегация материала, возникаю­щая в результате периодически повторяющихся пульсаций слоя минеральных зерен. Слой материала 9, находящийся на решете при отсадке крупного материала (более 3-5 мм при обогащении руд и более 10-13 мм — углей), называют естественной постелью (см. рис. 4.1, а). Оптимальная толщина ее равна 5-10 диа­метрам максимальных зерен в питании. Ухудшение четкости разделения при большей толщине постели обусловлено недо­статочной ее разрыхленностью (из-за чрезмерного возраста­ния гидростатического сопротивления), а при меньшей тол­щине постели — образованием прорывов (из-за недостаточ­ного гидростатического ее сопротивления), вызывающих мест­ные увеличения скорости потоков, перемешивание материала и увеличение взаимных засорений продуктов обогащения. При обогащении более мелкого рудного материала (мель­че 3-5 мм) и углей (мельче 10-13 мм) на решето укладывают слой 9 искусственной постели из полевого шпата, гематита, магнетита, ферросилиция, металлической дроби и других ма­териалов плотностью не менее чем у зерен тяжелых минера­лов обогащаемого сырья и крупностью, в 2,5-6 раз превыша­ющей максимальную разделяемых частиц. Искусственная по­стель является не только своеобразным «решетом», но и сред­ством разделения зерен. Она пропускает частицы тяжелых ми­нералов и задерживает легкие. Чем больше толщина и плот­ность искусственной постели и менее правильна форма ее зе­рен, тем меньше пропускная способность постели, особенно по отношению к крупным зернам. Изменяя ее параметры, мож­но управлять процессом отсадки. Высота постели должна быть меньше при большом и больше при малом содержании тяже­лых зерен в исходном питании. Обычно толщина искусственной постели составляет не менее трех максимальных диамет­ров ее зерен, а толщина обогащаемого надпостелъного слоя в 20 раз больше максимальной крупности частиц в питании. Закономерности вертикального перемещения S среды и из­менения ее скорости V во времени характеризуются циклом от­садки (рис. 4.1, б—д), включающим подъем tв, паузу tп и опус­кание tн среды. Основные циклы, применяемые на практике, характеризуются: гармонический (см. рис. 4.1, б) — равенством скоростей восходящего (Vв) и нисходящего (VН) потоков и периодов их действия (tв = tн); цикл Майера (рис. 4.1, в) — кратковременностью подъема и опускания среды и большой паузой; цикл Берда (рис. 4.1, г) — большой скоростью подъема и меньшей скоростью опускания при отсутствии па­узы; цикл Томаса (рис. 4.1, д) — малой скоростью подъема и большой скоростью опускания среды. Изменение продолжительности элементов цикла позволяет управлять процессом расслоения материала. Например, чтобы предотвратить попадание легких мелких зерен в слой тяжелых при обогащении неклассифицирован­ных углей, применяют циклы с кратковременным действием нисходящего потока среды. Характер цикла оказывает суще­ственное влияние на результаты отсадки только при небольшой частоте колебаний среды — меньше 100 мин-1, применя­емой при отсадке крупного материала. Частота и амплитуда колебаний среды при отсадке опре­деляются не только крупностью, но и плотностью обогащае­мого материала. Чем больше максимальный размер и плот­ность частиц, тем больше амплитуда, но меньше частота ко­лебаний среды. При малых значениях числа пульсаций обеспечиваются более высокие скорости восходящего потока, уве­личивается амплитуда колебаний, достигаются максимальный подъем постели и степень ее разрыхления. Однако при этом процесс отсадки становится менее устойчивым и более чув­ствительным к изменениям производительности, крупности и фракционного состава исходного материала. При большом чи­сле пульсаций устойчивость процесса увеличивается, но сни­жается степень разрыхления постели. Необходимую частоту пульсаций можно определить из условия достаточности скорости восходящего потока для взвешивания наиболее круп­ных тяжелых зерен в стесненных условиях, когда ускорение среды еще не превышает ускорения силы тяжести. Средством регулирования процесса отсадки в водной сре­де является подача подрешетной воды. Она увеличивает ско­рость восходящего потока и разрыхленность постели, умень­шает скорость нисходящего потока и засасывание мелких клас­сов под решето, способствует перемещению легкой фракции к сливному порогу отсадочной машины. Увеличение расхода подрешетной воды вызывает, как правило, уменьшение выхо­да подрешетного продукта и повышение его качества, но со­провождается выносом в слив тонких частиц тяжелых мине­ралов; уменьшение расхода приводит к обратным результа­там. Скорость движения подрешетной воды в отсадочных ма­шинах возрастает с увеличением крупности материала, но обычно не превышает 0,6см/с. Разжижение исходного питания не должно превышать со­отношения Ж:Т=2: 1 (по массе). В противном случае в от­садочной машине создается горизонтальный поток большой скорости, который взмучивает надпостельный слой, нарушая процесс расслоения частиц по плотности. Общий расход воды возрастает при увеличении крупности обогащаемого мате­риала и при отсадке руд изменяется от 3,5 до 8,0 м3/т, а при отсадке углей — от 2,3 до 6,0 м3/т. Доля подрешетной воды в общем ее расходе составляет от 40 до 70 %. Исключение ее подачи существенно затрудняет получение удовлетворитель­ных показателей разделения. Отсадке подвергаются руды крупностью от 0,25 до 50 мм и угли крупностью от 0,4-0,9 до 100-150 мм. Необходи­мость обесшламливания материала по нижнему пределу круп­ности обусловлена плохим разделением тонких частиц по плот­ности при отсадке и тем, что они снижают эффективность обогащения более крупных классов. Верхний предел круп­ности ограничен не технологическими возможностями про­цесса, а конструктивными особенностями отсадочных машин, главным образом конструкцией разгрузочных устройств. Для повышения эффективности обогащения исходный ма­териал подвергается грохочению на классы крупности, каждый класс обогащают на отдельной отсадочной машине. Для определения диапазона крупности зерен в каждом классе ис­пользуют значение коэффициента равнопадаемости разделя­емых зерен в стесненных условиях. При обогащении руд пред­варительному грохочению подвергается обычно только круп­нозернистый материал крупнее 5-6 мм. Более мелкий мате­риал обогащают с применением искусственной постели, как правило, без предварительного разделения его на классы круп­ности. Уголь перед обогащением разделяют на два машинных класса, обычно по граничному размеру 13 или 10 мм, с по­следующими их обесшламливанием и раздельным обогаще­нием. Отсадка необесшламленного материала технологически нецелесообразна и в проектах новых фабрик не предусматривается. Эффективность отсадки тем выше, чем крупнее зерна раз­деляемого материала и чем больше различаются они по плот­ности. Поэтому отсадка получила широкое распространение при обогащении крупно- и средневкрапленных, например же­лезных и марганцевых руд, не требующих тонкого измельче­ния, а также полезных ископаемых, разделяемые компоненты в которых значительно различаются по плотности (уголь, пес­ки россыпных месторождений и др.). С уменьшением крупности материала точность разделе­ния частиц по плотности ухудшается, поскольку влияние воз­растающей при этом вязкости среды, повышения турбулентно­сти потоков и соударения частиц различной плотности в зна­чительно большей степени сказывается на мелких частицах, чем на крупных. Взаимозасоряемость продуктов обогащения возрастает также с ухудшением обогатимости материала. Увеличение нагрузки на машину приводит к увеличению скорости прохождения материала, уменьшению выхода подрешетного продукта и повышению его качества. При умень­шении нагрузки выход подрешетного продукта, наоборот, повышается, а качество его снижается. Максимальная эффек­тивность обогащения достигается при определенной удельной производительности машин, которая в зависимости от круп­ности материала, требований к качеству продуктов обогащения и конструктивных особенностей машины колеблется от 5 до 30 т/(ч·м2) при обогащении углей и от 2 до 16 т/(ч·м2) при обогащении руд. Удельный расход электроэнергии при этом из­меняется от 0,3 до 0,7 кВт·ч/т. Производительность отсадочной машины пропорциональна площади ее постели и удельной производительности для данного обогащаемого материала. К настоящему времени известно более 90 разновидностей конструкций отсадочных машин. Колебания разделительной среды в них создаются движениями поршня, решета, диафраг­мы или пульсирующей подачей сжатого воздуха. Область применения отсадки охваты­вает полезные ископаемые по плотности извлекаемых полезных компо­нентов от 1200 до 15600 кг/м3 и по крупности обогащаемого материала от 0,2 до 50 мм для руд и от 0,5 до 120 мм (иногда до 250 мм) для углей. В практике обогащения различных полезных ископаемых приме­няются отсадочные машины, в которых колебания водной среды созда­ются: движениями поршня (поршневые отсадочные машины, в настоя­щее время серийно не выпускаются), диафрагмы (диафрагмовые отса­дочные машины), решета (машины с подвижным решетом), машины с пульсирующей подачей сжатого воздуха (беспоршневые воздушно-золотниковые машины). Поршневые отсадочные машины применяются для обогащения марганцевых, оловянных, вольфрамовых руд крупностью от 40 до 2 (3) мм, диафрагмовые отсадочные машины (с горизонтальным или вертикаль­ным расположением диафрагмы) — для обогащения марганцевых, желез­ных, оловянных и вольфрамовых руд, золотосодержащих россыпей, руд редких металлов крупностью от 15 (30) до 0,5 мм. Отсадочные машины с подвижным решетом используются для обо­гащения марганцевых руд, реже железных, вольфрамовых и других руд крупностью от 40 до 3 (2) мм. Беспоршневые воздушно-золотниковые отсадочные машины вы­пускаются для обогащения углей и антрацитов крупностью 100 (250) до 0,5 мм и бурожелезняковых, марганцевых, хромовых руд крупностью от 4 (60) до 0,2 мм. Наибольшее применение при обогащении полезных ископаемых по­лучили воздушно-пульсационные и диафрагмовые отсадочные машины. Отсадочные машины с подрешетными воздушными камерами имеют большую удельную производительность, высокую технологическую эф­фективность, низкие энерго- и металлоемкость. Широко используется автоматизация управления процессом отсадки с применением микропро­цессорной техники. Для создания колебаний воды наиболее прогрессивными являются воздухораспределительные устройства с клапанными пульсаторами, обеспечивающие изменение частоты колебаний и соотношение продолжительности элементов цикла в широких диапазонах. 4.1.1. Поршневые отсадочные машины. Поршневые отсадочные машины (рис. 4.2) производи­тельностью 1,0-8,5 т/ч применяют для отсадки крупных и средних классов крупности руды или углей. Рис. 4.2. Принципиальные схемы поршневой отсадочной машины Они имеют две, три или четыре камеры 4, каждая из которых разделена не до­ходящей до дна перегородкой 5 на два сообщающихся между собой отделения. В концентрационном отделении укреплено ре­шето 1, на котором происходит разделение зерен по плотно­сти. Колебания воды (100—300 мин-1) создаются движением поршня 2 в поршневом отделении. Возвратно-поступатель­ное движение поршня и, следовательно, амплитуда колебания воды (40—80 мм) регулируются эксцентриковым механизмом 3. Технические характеристики поршневых отсадочных машин приводятся в табл.4.1. Таблица 4.1 Технические характеристики поршневых отсадочных машин Параметры Размер камеры, мм 520 × 810 700 × 1000 900 × 1200 Число камер 4 3 2 Частота качаний поршня, мин -1 200-250 80-150 100-300 Ход поршня, мм до 40 до 80 до 65 Крупность руды, мм -12 + 0 -30 + 6 -40 + 3 Производительность, т/ч 2,5-3,0 3,5-7,0 1,0-8,5 Установочная мощность, кВт 4,5 7,0 3,0 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 3740 1300 2300 5100 2300 3200 3400 2600 2700 Масса машины, т 2,8 4,7 2,5 В настоящее время поршневые отсадочные машины заменяются диафрагмовыми машинами, ма­шинами с подвижным решетом и воздушно-пульсационными, имеющи­ми более высокую удельную производительность и меньший расход по­ды и электроэнергии. 4.1.2. Диафрагмовые отсадочные машины. Диафрагмовые отсадочные машины широко применяются при обогащении руд черных и редких металлов крупностью до 30 мм. Наиболее распространенными являются машины с вертикальной диафрагмой в перегородке между двумя по­следовательными ступенями (рис. 4.3, а), как в машине ОВМ-1, или в наружных стенках (рис. 4.3, б), как в машине МОД-4, а также машины с подвижными коническими дни­щами (рис. 4.3, в), как в машинах МОД-1, МОД-2, МОД-3 и МОД-6, с числом камер соответственно 1, 2, 3 и 6 производи­тельностью от 6 до 30—39 т/ч. Рис. 4.3. Схемы диафрагмовых отсадочных машин: а — с вертикальной диафрагмой и перегородке; б — с вертикальной диафрагмой в наружной стенке; в — с под­вижными коническими днищами Машины отличаются компак­тностью, простотой конструкции и регулировки, жесткостью ре­жима пульсации, зависящего от хода диафрагмы (3—50 мм), приводимой в движение эксцентриковым механизмом. Одна­ко из-за ограниченной производительности (не более 40 т/ч) они используются только на драгах или фабриках сравнитель­но небольшой мощности. Увеличение площади отсадочного отделения с целью повышения производительности диафрагмовых машин приводит к нарушению равномерности пульса­ций по всей площади, а также увеличению числа диафрагм и усложнению конструкции машины. Машины изготовляются с горизонтальным или вертикальным расположением диафрагмы. Диа­фрагмовые отсадочные машины отличаются компактностью, простотой конструкции. При проектировании современных горно-обогатительных комбинатов большой производительности предпочтение отдается воздушно-пульсационным отсадочным машинам. Технические характери­стики диафрагмовых отсадочных машин приводятся в табл. 4.2. Таблица 4.2 Технические характеристики диафрагмовых отсадочных машин Параметры МОД-0,2 МОД-1 МОД-2 МОД -3 МОД-4 МОД-6 Размер камеры, мм 300×300 100×1000 1060×1060 1060×1060 1060×1060 1250×1250 Число камер 2 1 2 3 4 6 Площадь решета,м2 0,18 1 2 3 4 9,4 Число колебаний, мин-1 210; 270 305; 340; 380 130; 206 310; 350 130; 196 236 168; 294 348 130; 350 260; 290 320 Ход диафрагмы, мм 21 40 40 40 до 75 3-16 Крупность руды,мм 0,5-8 0,5-15 0,5-15 0,5-30 0,5-30 0,1-0,5 Производительность, т/ч 0,5-4 7-12 4-30 7-40 20-55 30-39 Мощность электродв., кВт 0,4 1,1 2,2 2×2,2 2×2,2 3×2,8 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 1060 700 900 1850 1000 1805 2550 1350 2250 3850 1350 2250 3500 2600 2100 3850 3260 2570 Масса машины, т 0,2 1,0 1,8 2,7 1,5 10,0 4.1.3. Отсадочные машины с подвижным решетом. Отсадочные машины с подвижным решетом (рис. 4.4, б) производительностью до 25 т/ч применяют для отсадки крупных и средних классов (3—40 мм) мытых марганцевых и же­лезных руд. Они имеют обычно двух-, трех- и четырехсекционные решета 1 (рабочей площадью 2,9 — 4,0 м2), движение которых (10 — 80 мм) от эксцентрикового привода 3 создает восходящие и нисходящие потоки воды (с частотой до 180 мин-1). Продвижению материала вдоль решета способствуют небольшой уклон короба (около 5°) и ступенчатое расположе­ние секций решета. Рис. 4.4. Принципиальная схема отсадочной машины с подвижным решетом Эти машины обычно имеют двух-, трех- и четырехсекционные решета рабочей пло­щадью 2,9-4 м2 и более. В настоящее время машины серийно не изго­товляются, а изготовляются непостредственно на местах. Техническая характеристика отсадочной машины с трехсекционным подвижным решетом Размеры секции решета, мм..............................................................900×1100 Число секций решета.......................................................................................3 Площадь решета, м2......................................................................................2,9 Частота качаний решета, мин -1...................................................................182 Амплитуда качаний, мм............................................................................10-80 Крупность руды, мм....................................................................................3-35 Производительность, т/ч............................................................................до25 Мощность электродвигателя короба, кВт...................................................7,0 Мощность электродвигателя элеватора, кВт..............................................2,8 Габаритные размеры, мм: длина...............................................................................5125 ширина............................................................................3795 высота.............................................................................3554 Масса машины, т.......................................................................................10,3 4.1.4. Беспоршневые воздушно-золотниковые отсадочные ма­шины. Беспоршневые или воздушно-пулъсационные машины (рис. 4.5) широко применяются при обогащении углей, железных и мар­ганцевых руд. а б Рис. 4.5. Принципиальные схемы отсадочных машин с воздушным приводом: а — с боковым расположением воздушной камеры; б — с двусторонним боковым рас­положением воздушных камер; в — со сдвоенными центральными камерами; г — с подрешетными воздушными камерами; д — с патрубочными подрешетными камера­ми: е — машины двойного действия с надрешетным расположением воздушных камер Восходящие и нисходящие потоки воды в этих машинах создают при помощи сжатого воздуха, периодичес­ки подаваемого в воздушное отделение машины через специ­альные золотниковые устройства роторного или клапанного типа, позволяющие реализовать любой цикл отсадки, регули­ровать частоту циклов и амплитуду колебаний среды. Избы­точное давление воздуха, необходимое для создания пульса­ций, колеблется в пределах 0,025—0,06 МПа. Для регулирова­ния процесса расслоения материала во всех беспоршневых машинах используется также подрешетная вода. Отсадочные машины разделяют на беспоршневые с боко­вым (рис. 4.5, а — в), подрешетным (рис. 4.5, г, д) и надрешет­ным (рис. 4.5, е) расположением воздушных камер. В первых из них для обеспечения равномерного распределения поля ско­ростей пульсирующего потока по площади отсадочного реше­та применяют гидравлические обтекатели на конце перегород­ки между воздушным и отсадочным отделениями, во вторых разделяют проточную часть машины на отдельные каналы раз­личного сечения. Современные отсадочные машины выпускаются прямоточ­ными, двух- и трехступенчатыми. Они снабжены загрузочным устройством для равномерного распределения исходного пи­тания по ширине машины, обесшламливания углей по классу 0,5 мм и сброса части транспортной воды (через щелевидные плоские и дуговые сита), а также автоматическим устройст­вом для разгрузки тяжелых продуктов. Для обогащения углей принят параметрический ряд отсадочных машин с площадью отсадки 8, 12, 18, 24 м2 и производительностью до 650 т/ч. Наиболее совершенными из отечественных моделей ма­шин с боковым расположением воздушных камер (рис. 4.5, а, б) являются машины типа ОМК (отсадочная машина с комби­нированной системой разгрузки для мелких углей) произво­дительностью 120—300 т/ч, ОМШ (отсадочная машина для широко классифицированных и крупных углей) производи­тельностью 160 —240 т/ч и ОПМ22—ОПМ25 для отсадки мелко­го (до 4 мм) рудного материала производительностью 40—75 т/ч; Беспоршневые отсадочные машины типа ОПМ используется для отсадки мелкого материала (до 4 мм) и типа ОПС для отсадки материала средней крупности (до 30 мм). Для обога­щения материала крупностью свыше 30 мм выпускается машина МОБК-8С. Воздушное отделение расположено или под решетом, или сбоку от отсадочного отделения. Технические характеристики бес­поршневых воздушно-золотниковых отсадочных машин для обогаще­ния руд приведены в табл. 4.3. Таблица 4.3 Технические характеристики беспоршневых воздушно-золотниковых отсадочных машин Параметры ОПМ-12 ОПМ-14 ОПМ-23 ОПМ-24 ОПМ-25 Ширина машины, мм 1250 1250 2000 2000 2000 Площадь решета, м3 2,5 5 6 8 10 Число секций (камер) 2 4 3 4 5 Число пульсаций, мин -1 110-350 110-350 176 227 316 Амплитуда пульсаций, мм до 150 до 150 3-60 3-60 3-60 Крупность руды, мм 4 4 4 4 4 Производительность, т/ч 25 50 60 60 1 75 Мощность электродвигателя, кВт 1,5 1,5 2,2 2,2 2,2 Габаритные размеры, мм: длина 2790 4830 4327 5350 6370 ширина 2480 2480 3100 3100 3100 высота 3300 3300 4300 4300 4300 Масса машины, т 4,7 8,3 8,61 11,0 13,54 Параметры ОПМ-35 ОПС-12 ОПС-14 ОПС-24 МОБ-8С Ширина машины, мм 3000 1250 1250 2000 2000 Площадь решета, м3 15 2,5 5,0 8,0 8,0 Число секций (камер) 5 2 4 4 2 Число пульсаций, мин -1 50-300 50-120 50-120 50-160 57; 63; 71 Амплитуда пульсаций, мм до 60 32-110 32-110 до 150 до 250 Крупность руды, мм 4 30 30 30 " 60 Производительность, т/ч до 125 30 55 100 70-120 Мощность электродв., кВт 1,5 1,5 1,5 1,5 2,2 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 6420 4340 3240 3290 2460 3040 5780 2460 3040 4720 3240 3230 5610 3270 4140 Масса машины, т 17,5 4,98 8,23 20,0 19,0 Для обогащения углей применяются беспоршневые отсадочные ма­шины с боковым расположением воздушных камер (ОМШ и ОМК) че­тырех типоразмеров площадью отсадочного отделения 12, 18, 24 и 36 м2 и отсадочные машины (МО) с подрешетным расположением воздушных камер. В табл. 4.4 приводятся технические характеристики беспоршневых отсадочных машин, серийно выпускаемых для углеобогащения. Таблица 4.4 Технические характеристики беспоршневых отсадочных машин, серийно выпускаемых для углеобогащения Параметры МО-212 МО-312 МО-318 МО-424 ОДК-36 Крупность обогащаемо­го угля, мм 0,5-13 13-150 0,5-13 13-150 0,5-150 Производительность, т/ч: по исходному углю по выделению отходов 240 75 320 115 500 115 650 150 750 230 Площадь отсадки, м2 12 12 18 24 36 Ширина отсадочного отделения, м 2 3 3 4 6 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 730 3290 4550 4975 4100 4550 7300 4100 4550 7300 5195 4900 7624 8000 4550 4.1.5. Производительность отсадочных машин Производитель­ность отсадочных машин зависит от характера обогащаемого сырья, его крупности, гранулометрического состава, площади отсадочного отделе­ния машины и некоторых других факторов. Часовая производитель­ность отсадочной машины при обогащении руд может определяться ис­ходя из транспортной способности аппарата. В этом случае производи­тельность машины будет: (4.1) где Q - произвдительность машин, т/ч; В - ширина отсадочного отделения, м; H- высота слоя материала в камере машины, расположенного выше сливного порога в момент взвешивания, м; и - средняя продольная скорость движения материала, м/с; δ - плотность рудного материала, кг/м3; θ - коэффициент разрыхления материала в момент его взвешивания. Высота слоя рудного материала, расположенного выше сливного порога, и продольная скорость движения этого слоя в зависимости от крупности обогащаемого материала могут быть приняты следующими: Крупность материала, мм -0,3 -0,5 -1 -2 -3 -6 12-2 20-2 H, мм 1,7 2,3 3,0 3,4 3,8 6,0 12 20 и, м/с 0,12 0,13 0,15 0,18 0,20 0,21 0.22 0,2.1 Значение θ принимается в пределах 0,4-0,6. При определении производительности отсадочной машины исходя из норм удельной нагрузки по питанию на 1 м2 площади отсадочного решета надо пользоваться данными табл. 3.5. В этом случае удельную нагрузку (q = т/ч-м2) умножают на площадь отсадочного решета (S,м2) и получают производительность машины в т/ч. Производительность от­садочной машины при обогащении угля в зависимости от технологиче­ских показателей обогащения может быть определена по формуле , (4.2) где Q - производительность машины, т/ч; δср- средняя насыпная плотность материала ,т/м3; S - площадь отсадочного отделения машины, м2; Н— высота отсадочной постели, м; K-коэффициент скорости отсадки, с-1; η - критерий точности разделения. , где - сумма посторонних фракций в продуктах отсадки, % от исход­ного угля. Таблица 4.5 Ориентировочные средние нормы удельных нагрузок отсадочных машин по исходному питанию № п.п. Обогащаемый материал Удельная нагрузка по питанию, т/ч-м2 1 Марганцевые и железные руды при наибольшей крупности питания 15-20 мм 5-7 2 Те же руды при наибольшей крупности питания 2-4 мм 2-5 3 Оловянные и вольфрамовые коренные руды при наибольшей крупности питания 8-16 мм 7-12 4 То же при крупности питания 8-16 мм 7-12 5 Оловянные и вольфрамовые коренные руды 10-20 6 Золотые россыпные руды (первичная отсадка) 10-20 7 Россыпные руды редких металлов (первичная отсадка) 5-10 8 Коренные золотосодержащие руды 20-50 и выше 9 Полиметаллические свинцово-цинковые руды, цинковые и медные монометаллические руды 1-2 При обогащении классифицированного угля = 5,2-9,6; при обогащении неклассифицированного угля = 12,7-32,78. Чем больше производительность и совершеннее машина, тем выше значение . Значения параметров К и η (на основании практических результа­тов обогащения угля в отсадочных машинах) следующие: Результаты обогащения п К, с-1 Очень хорошие 3 0,04 Хорошие 3-2,5 0,04-0,03 Удовлетворительные 2,5-2 0,03-0,02 Неудовлетворительные 2-1,5 0,02-0,01 При определении производительности отсадочной машины исходя ю норм удельной нагрузки по углю на 1 м2 площади отсадочного реше­та, в зависимости от крупности и категории обогатимости угля, следует пользоваться данными табл.4.6. Таблица 4.6 Рекомендуемая удельная производительность при обогащении углей, т/ч∙м2 Крупность обогащаемых углей, мм Категория обогатимости углей Содержание породных фракций > 1800 кг/м3 в питании легкая средняя трудная 0,5-13 (мелкий машинный класс) 12-15 8-12 7-10 Не более 50 >13 (крупный машинный класс) и 0,5-100 (ширококлассифицированный) 13-18 10-13 8-12 Не более 60 Умножая удельную производительность на площадь отсадочного отделения машины, получают производительность машины (т/ч). Реко­мендуемые удельные производительности при обогащении антрацитом класса 6-150 мм следующие: Содержание породных фракций ( > 2000 кг/м3) в питании, % <25 25-35 >35 Удельная производительность, т/ч∙м2 20-25 18-20 16- 1Н В свою очередь обогатимость или категория обогатимости углей характеризует способность углей к разделению на соответствующие продукты (табл. 4.7). Таблица 4.7 Показатель обогатимости Т, % Категория обогатимости Степень обогатимости До 4 вкл. 1 Легкая Свыше 4 до 10 вкл. 2 Средняя Свыше 10 до 17 вкл. 3 Трудная Свыше 17 4 Очень трудная По стандарту показатель обогатимости (Т) представляет собой отношение суммарного выхода промежуточных фракций (1400-1800 кг/м3 для каменных углей и 1800-2000 кг/м3 для антрацитов) к выходу беспо­родной массы (по данным фракционного анализа): (4.3) где γпп - содержание промежуточных фракций, %; γп - содержание породных фракций, % (более 1800 или 2000 кг/м ). 4.1.6. Режим работы отсадочных машин Большое влияние на ко­лебательный режим отсадки оказывают число п и амплитуда L пульса­ций, а также давление воздуха (для беспоршневых воздушно-золотниковых отсадочных машин). Значения пmах и L исходя из макси­мального размера частиц в исходном продукте dmах можно определить по эмпирическим формулам: (4.4) (4.5) Амплитуда и число пульсаций уточняются опытным путем. Режимные параметры работы современных отсадочных машин приведены в табл. 4.8. Таблица 4.8 Режимные параметры работы отсадочных машин для углей Параметры Назначение отсадочной машины для углей класса -13 (10) мм для углей класса + 13 (10) мм и ширококлас­сифицированных для мелких углей Удельная производительность,т/ч∙м2 12-17 15-20 10-16 Число пульсаций, мин -1 57 43 67 Амплитуда колебаний, мм - - - Высота естественной постели, мм: ступень 1 ступень 2 190 170 220 200 180 150 Искусственная постель, мм: крупность высота 30-50 70-120 - 30-50 70-120 Материал постели Полевой шпат - Полевой шпат Давление воздуха и воздухосборнике, мм вод. ст. 2000 2400 1650 Расход, м3/т: воздуха подрешегной воды 8-10 1-1,3 10-12 1,2-1,6 11-13 1,1-1,2 Расход электроэнергии, кВт∙ч/т 0,5-0,7 0,5-0,7 0,5-0,7 Таблица 4.9 Режимные параметры работы отсадочных машин для железной и марганцевой руды Параметры Назначение отсадочной машины ОМР-1 для железной руды класса -3 мм Беспоршневая воздушно-золотниковая ОМ для марганцевой руды крупностью -60+3 мм Удельная производительность, т/ч∙м 7-10 8-15 Число пульсаций, мин -1 160-300 57-71 Амплитуда колебаний, мм 15-25 до 200 Высота естественной постели, мм: ступень 1 ступень 2 100-120 - 150-300 - Искусственная постель, мм крупность высота 8-15 25-60 - - Материал постели Магнетито-гематитовая руда - Давление воздуха в воздухос­борнике, мм вод. ст. 4000 4000 Расход, м3/т: воздуха подрешетной воды 25-45 2,0-3,5 30-50 3-5 Расход электроэнергии, кВт∙ч/т 0,5-0,8 0,5-0,8 Продолжение табл. 4.9 Параметры Назначение отсадочной машины Беспоршневая воздушно-золотниковая ОМ для марганцевой руды крупностью -5мм С подвижным решетом для марганцевой руды крупностью -20 + 8 мм Удельная производительность, т/ч∙м 8-10 8 Число пульсаций, мин -1 120-240 110 Амплитуда колебаний, мм 10-15 60 Высота естественной постели, мм: ступень 1 ступень 2 120-150 - 150 - Искусственная постель, мм крупность высота 12-15 70-90 - - Материал постели Окисный концентрат - Давление воздуха в воздухос­борнике, мм вод. ст. 3000 - Расход, м3/т: воздуха подрешетной воды 25-35 3-4 3,50 Расход электроэнергии, кВт∙ч/т 0,5-0,8 0,45 Толщина постели при отсадке крупного материала принимается равной 5-10 диаметрам наибольших частиц в питании. При отсадке мелкого материала толщина надпостельного слоя (слоя, находящегося над искусственной постелью) обычно в 20 раз больше, чем максималь­ная крупность частиц питания. Разжижение питания не должно превышать Ж:Т = 2:1 (по массе). В противном случае в машине создается горизонтальный поток воды с большей скоростью, что приводит к нарушению процесса расслоения частиц. Общий расход воды (м3/т) в процессе отсадки при обогащении руд составил: - железных крупностью - 8 (10) + 3 (2) мм...............................................................6-8 - 3 (2) + 0 мм................................................................. 4,5 - 6 - марганцевых крупностью - 50 +8 (10) мм........................................................от 3,5 - 4,5 до 5,5-6,5 для поршневых машин и машин с подвижным решетом - 8 (10) + 3 (2) мм.....................................................4,5 до 6-8 - 3 (2 + 0) мм........................................................................4-6 - золотосодержащих крупностью - 8 + 3 (2) мм.................................................................3,5 - 4,5 - оловянных крупностью - 8 (10) +3 (2) мм...........................................................4,5 - 5,5 - 3 (2) +0 мм......................................................................5,5 - 6 - угля крупностью более 13 (10) мм............................................................2,4 - 3,8 менее 13(10) мм................................................................2 - 3,3 4.2. Обогащение в тяжелых средах В качестве тяжелых сред, применяемых для тяжелосредного разделения полезных ископаемых, можно использовать: водные растворы неорганических солей (хлористый цинк, хлористый кальций); органические жидкости (бромоформ, жидкость Туле, жидкость Клеричи и др.); минеральные суспензии. Первые две среды (растворы солей и тяжелые жидкости) в промышленных условиях почти не применяются (используются в основ­ном и лабораторных условиях для фракционных анализов). Последние же - тяжелые суспензии нашли широкое промышленное применение при обогащении углей, хромовых, железных, марганцевых, некоторых полиметаллических и других руд в гравитационном или центробежном иоле. Тяжелые суспензии представляют собой грубодисперсную взвесь, состоящую из воды и твердых мелких частиц высокой плотности. Вода является дисперсионной средой, а частицы тяжелого вещества - утяжелителем (суспензоидом). Для обогащения применяются тяжелые суспензии, плотность которых является промежуточной между плотностями разделяемых компонентов. Наибольшее распространение в промышленности получили следующие утяжелители: для приготовления суспензий плотностью 2000 кг/м3 и менее - кварцевый песок (плотность 2650 кг/м3) и магнетит плотностью 4330-4680 кг/м; для приготовления суспензий плотностью до 3200-3400 кг/м3 - ферросили­ции (6400-7000 кг/м3) и галенит (7500 кг/м3). Для снижения загрязнения суспензии мелкими частицами исход­ный материал, поступающий на суспензионное обогащение, должен быть хорошо обесшламлен. Обогащение в тяжелых суспензиях средне- и крупнокускового материала (более 6 (4) до 300 мм) производят в сепараторах с использова­нием гравитационных сил. Для обогащения мелкозернистого материала крупностью угля 0,5-25 (40) мм и руд 0,5-4 мм применяются тяжелосредные циклоны. Из сепараторов, принцип которых основан на использовании гравитационных сил, при обогащении руд применяются главным образом конусные аэролифтные, барабанные и колесные сепараторы. При обогащении углей - конусные с породной камерой и колесные. Тяжелосрсдное обогащение рекомендуется использовать для обогащения труднообогатимых полезных ископаемых и промпродуктов. 4.2.1. Конусные сепараторы Обогащение материала крупностью от 3 до 100 мм (при обогащении руд) или до 300 мм (при обогащении углей) проводят в так называемых конусных сепараторах. Конусные аэролифтные сепараторы. Сепараторы этого типа применяются при обогащении руд и неметаллических полезных ископаемых. Они бывают с внутренним (рис.4.6) и наружным аэролифтами (табл.4.9). На рис. изображен конусный сепаратор типа СК диаметром 6 м и высотой до 12 м. Рис.4.6. Схема конусного сепаратора 1-корпус; 2-мешалка; 3-дуговые грохоты; 4-осевая воронка; 5-загрузочный лоток;6-вращающийся вал. В конусном корпусе 1 сепаратора на полом валу 6 вращается мешалка 2. Исходная руда подается по загрузочному лотку 5 и подвергается расслоению в суспензии, поступающей через осевую воронку 4. Тяжелая фракция руды погружается в ниж­нюю часть конуса и с помощью сжатого воздуха аэролифтом выгружается на желоб, в днище которого установлены дуго­вые грохоты 3 для сброса и возврата в сепаратор части кон­диционной тяжелой суспензии. Легкая фракция удаляется из сепаратора через регулируемый порог на борту конуса пере­ливом вместе с частью суспензии и направляется для отделе­ния и отмывки ее на грохотах. Таблица 4.9 Технические характеристики аэролифтных СК Параметры Конусные сепараторы с наружным аэролифтом с вутренним аэролифтом СК-3 СК-3,6 СК-6А Д-3,5 Д-6,0 1 2 3 4 5 6 Производительность по питанию, т/ч 40-195 50 300 100-800 400-700 Диаметр, мм: конуса аэролифта 3000 250 3600 150 6000 250 3500 200 6000 250-300 Площадь зеркала суспензии, м2 7 10,2 26 9,8 26 Рабочий объем сепаратора, м3 17,2 17,2 84 Крупность исходного материала, мм -100 + 2 -40 + 2 -100 + 2 -100 + 6 -100 + 6 Давление сжатого воз­духа, МПа 0,3 0,28 0,36 0,15 0,35 Расход воздуха (рас­четный), м-1/мин 4,5 15,0 25,0 до 15 до 25 Частота вращения ме­шалки, об/мин 6,0 10,0 1,59-2,49 2,72 1,56-2,49 Мощность электродви­гателя, кВт 4,5 4,5 7,0 4,5 7,0 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 3960 3195 7450 4175 3720 7740 6640 6500 12070 4175 3720 7740 6640 6500 12070 Масса сепаратора, т 5,1 7,1 27,1 7,1 27,1 Конусные сепараторы с породной камерой. Конусные се­параторы (СК) с породной камерой применяются для обогащения углей и антрацитов крупностью 100 (200) - 6 (13) мм в водно-песчаной сус­пензии. Куски породы оседают вниз и накапливаются в породной каме­ре при открытой верхней задвижке и закрытой нижней. После заполне­ния породной камеры нижняя задвижка открывается и закрывается верхняя. Сепаратор может работать как трехпродуктовый, когда в сред­ней части конуса монтируется разгрузочное устройство для выделения промпродукта. Технические характеристики конусных сепараторов приводятся в табл. 4.10. Таблица 4.10 Технические характеристики СК Параметры СК-4 СК-6,3 СК-10 СК-16 СК-2 Крупность обогащаемого материала, мм -100+13 -200 + 6 -200 + 6 -200 + 6 -200 + 6 Площадь зеркала суспензии, м2 4,0 6,3 10,0 16,0 25,0 Внутренний диаметр ко­нуса, мм 2240 2800 3550 4500 5600 Внутренний даметр породной камеры, мм 1250 1500 1800 2120 2500 Объем конуса, м3 4,1 7,6 14,75 28,8 54,0 Объем породной камеры, м3 0,8 1,83 2,26 3,7 6,0 Производительность, т/ч: по исходному по породе 40-63 16 63-100 25 100-160 40 100-250 63 250-400 100 Мощность электродвига­теля, кВт 7 10 14 20 20 Частота вращения мешалки, мин -1 13-15 9-11 6-9 4-7 3-6 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 4465 2800 5800 5480 3640 6400 6225 4550 8000 8095 5910 10400 10400 7570 13375 Масса сепаратора, т 5,05 7,5 11,0 14,2 18,2 4.2.2. Барабанные сепараторы Барабанные сепараторы (СБ) при­меняются для обогащения руд цветных, черных металлов и неметалли­ческих полезных ископаемых. Барабанный сепаратор с элеваторной разгрузкой типа СБЭ (рис.4.7) производительностью до 120 т/ч представля­ет собой вращающийся барабан диаметром и длиной до 2,5 м. Барабан 1 устанавливается на опорных роликах 7 рамы 10 с наклоном около 3° в сторону разгрузки легкой фракции и приводится во вращение (3—6 об/мин) электродвигателем через редуктор 6, шестерню 5 и большую венцовую шестерню 11, закрепленную на барабане. Исходный материал 8 и суспензия подаются в барабан по лотку 2. Легкая фракция с частью сус­пензии разгружается переливом через отверстие в торцевой стенке барабана в желоб 4, а тяжелая фракция транспортиру­ется спиралью 3 и выгружается элеваторным колесом 12 с пер­форированными лопастями в желоб 9. Рис. 4.7. Барабанный сепаратор с элеваторной разгрузкой типа СБЭ В сепараторах типа СКВ (рис.4.8) с вертикальным элева­торным колесом (производительностью 160—380 т/ч) исход­ный материал 11 в ванну сепаратора поступает по желобу 8, а тяжелая суспензия — через нижний патрубок и распредели­тельное устройство 7. Легкая фракция 12 разгружается гребковым механизмом 4 в желоб 6. Тяжелая фракция 13 оседает в ковшах 10 элеваторного колеса 2 и удаляется из сепаратора при его вращении (2—3 мин"1) приводом 3. Внутренней ча­стью своего кольца колесо 2 опирается на опорные катки 5, закрепленные на корпусе 1. Решетки 9, шарнирно соединенные Рис. 4.8. Сепараторах типа СКВ с вертикальным элева­торным колесом В табл. 4.11 приведены технические характеристики барабанных спиральных сепараторов. Таблица 4.11 Технические характеристики барабанных спиральных сепараторов (СБС) Параметры СБС-1,8 СБС-2,5 СБС-3 Размер барабана, мм: диаметр длина 1800 3600 2500 5000 3000 6000 Частота вращения барабана, об/мин 3;4;6 3;4;6 3;4;6 Производительность (по исходному), т/ч 18-90 32-160 50-25 Крупность обогащаемого материала, мм 4-150 4-150 4-150 Мощность электродвигателя, кВт 7 10 14 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 6567 2532 3436 7942 2532 4100 9050 4032 4620 Масса сепаратора, т 14,7 22,3 29,1 Сепараторы с элеваторным колесом. Сепараторы с разгруз­кой потонувшего продукта элеваторным колесом разделяются на две группы: с наклонным расположением элеваторного колеса (СК) и с верти­кальным расположением элеваторного колеса (СТ). В свою очередь сепа­раторы с вертикальным колесом бывают с продольным расположением колеса (СТС) и с поперечным (СКВ) по отношению к ванне сепаратора. Сепараторы с наклонным расположением элеваторного колеса выпускались до 1970 г. и с этого времени заменялись сепараторами СКВ (СКВП). Технические характеристики сепараторов СКВП двух модифика­ций с короткой и длинной ваннами приводятся в табл. 4.12. Таблица 4.12 Технические характеристики сепараторов СКВП Параметры СКВП-20 СКВП-32* 1 2 3 Ширина ванны, мм 2000 3200/3200 Крупность исходного продукта, мм 13-300 13-300/13-300 Площадь зеркала суспензии, м2 4,5 13/10 Производительность по исходному продукту (т/ч) при крупности, мм: 13-300 25-300 210 270 400/300 500/380 Максимальная производительность от исходного материала, %: по всплывшему продукту по потонувшему продукту 75 75 75/75 75/75 Мощность электродвигателя, кВт: привода элеваторного колеса привода гребкового механизма привода лотка 5,5 2,2 - 11/11 2,2/2,2 4/4 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 4500 4700 4100 7500/6500 6500/6500 6000/6000 Масса сепаратора, т 15,8 36/31 * В числителе приведены данные с длинной ванной, в знаменателе - с короткой. На основании опыта промышленной эксплуатации сепаратора СКВП разработан параметрический ряд тяжелосредных сепараторов но­вого поколения СТК (сепаратор тяжелосредный колесный). Сепараторы СТК (табл. 4.13) отличаются повышенными надежностью и сроком службы, меньшей металлоемкостью. В них предусмотрена установка преобразователя потока для повышения технологической эффективности процесса. Таблица 4.13 Технические характеристики тяжелосредных сепараторов СТК СТК-32 Параметры СТК-12 СТК-20 с короткой ванной с длинной ванной СТК-40 Ширина ванны, мм 1200 2000 3200 3200 4000 Крупность исходного продукта, мм 13-300 13-300 13-300 13-300 13-300 Производительность по исходному продукту (т/ч) при крупности, мм: 13-300 125 210 330 430 до 600 25-300 160 270 400 550 до 750 Площадь зеркала суспензии, мм 2,18 4,5 10 13 14 Максимальная производительность от исходного материала, %: по всплывшему продукту 75 75 75 75 75 по потонувшему продукту 75 75 75 75 75 Габаритные размеры, мм: длина 3000 4500 6500 7500 6913 ширина 3000 4700 6500 6500 7390 высота 2700 4100 6000 6000 6600 Масса сепаратора, т 12 15,8 21,7 32 36,4 Удлиненная разделительная ванна сепаратора и расширенное элеваторное колесо повышают производительность и уменьшают потери угля с отходами обогащения. Наибольшее распространение получили сепараторы с элеваторным колесом и барабанные сепараторы, которые получают два конечных продукта обогащения. При необходимости разделения исходного сырья на три продукта используют комплексы, состоящие из двух последовательно установленных двухпродуктовых сепараторов, или агрегаты в виде двух одноименных сепараторов. 4.2.3. Тяжелосредные циклоны Тяжелосредные циклоны применя­ются для обогащения мелкозернистых руд крупностью 0,2-6 (4) мм и уг­лей крупностью 0,5 (0,2)-40 мм. Тяжелосредные циклоны бывают двухпродуктовыми (табл. 4.14) - односекционные (цилиндро-конические) и трехпродуктовыми (табл. 4.15) - двухсекционные, соединенные между собой переходными патрубками. Таблица 4.14 Технические характеристики двухпродуктовых тяжелосредных циклонов Параметры ГТ-500 ГТ-630 ГТ-710 Производительность, т/ч 50 80 100 Внутренний диаметр, мм 500 630 710 Угол конусности, град. 20 20 20 Диаметр входного патрубка, мм 150x150 150x150 205x130 Диаметр разгрузочного патрубка, мм: верхнего нижнего 220 160; 180 240 130; 150; 180 270; 320 130; 150; 180 Пьезометрический напор питания на входе, м, не мнее 4,5 6,0 6,5 Расход суспензии, м3/ч 200 250 350 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 2530 930 2000 3170 940 2200 3700 1200 3500 Масса циклона, т 1,09 1,15 2,0 Таблица 4.15 Технические характеристики трехпродуктовых тяжелосредных циклонов Параметры ГТ-630/500 ГТ-710/500 ГТ-710/500-1 1 2 3 4 Производительность: по руде, т/ч по суспензии, м3/ч 80 250 100 350 до 100 до 350 Крупность обогащаемого материала, мм 0,5 (0,2)-25 0,5 (0,2)-40 0,5-40 Внутренний диаметр, мм: секция 1 секция 2 630 500 710 500 710 500 Угол конусности секции 2, град. 20 20 20 Размеры патрубка, мм: входного переходного 150x150 150x150 205x130 150x150 диаметр 250 диаметр 120 Диаметр патрубков, мм: сливного секции 1 сливного секции 2 нижней насадки 240 220;220 110;130; 150 270; 320 220; 240 110; 120; 130 240; 279 320 180; 220; 240 100; 130; 150 Пьезометрический напор питания на входе, м 6,0 6,5 6,5 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 3580 1580 3620 4800 1800 4000 4350 1800 2675 Масса циклона, т 2,05 3,1 2,85 Вихревые тяжелосредные циклоны (табл. 4.16) применяются для обогащения руд крупностью —30 (50)+1 (0,5) мм. Таблица 4.16 Технические характеристики вихревых тяжелосредных циклонов Параметры Диаметр циклона, мм 350 500 Диаметр, мм: песковой насадки сливного патрубка 100; 125; 150 150; 165; 180 150; 180; 210 210; 230; 250 Высота: цилиндрической части, мм подачи суспензии, м 500 5-8 750 8-12 Угол конусности, град. 20 20 Размер входного отверстия, мм 60x140 110x240 Крупность руды, мм 30 40 Производительность*, т/ч: по руде по суспензии 25/40 150 55/95 360 *В числителе производительность по марганцевой руде, а в знаменателе но железной руде. Циклон представляет собой разновидность обычных гидроциклонов, устанавливаемых кони­ческой частью вверх. Суспензия и руда подаются в цилиндрическую часть вихревого гидроциклона. Высота подачи не менее 4 м. Легкий продукт увлекается вихревым потоком суспензии и разгружается через нижний сливной патрубок в разгрузочную камеру легкого продукта. С этим продуктом разгружается основная часть суспензии. Тяжелый продукт по внутренним стенкам цилиндрической и конической частей также вместе с потоком суспензии разгружается вверх через песковую насадку в разгрузочную камеру для тяжелого продукта. 4.2.4. Производительность тяжелосредных сепараторов и циклонов. Производительность тяжелосредных сепараторов и циклонов зависит от характера и крупности обогащаемого сырья, габаритных размеров сепараторов и некоторых других факторов. Производительность конусных сепараторов с аэролифтом и бара­банных сепараторов ориентировочно можно определить по формуле (4.6) где Q - производительность, т/ч; К- эмпирический коэффициент (табл. 4.17); D - диаметр барабана или конуса, м; d - размер наибольших кусков в питании сепаратора, м; Δр-плотность разделения, кг/м3. Таблица 4.17 Значение коэффициента К для средней обогатимости полезного ископаемого в зависимости от характера материала в питании Параметры Тип сепаратора барабанный конусный Выход в питании сепаратора более 50 %: легких фракций тяжелых фракций 0,25 0,40 0,22 0,35 Примечание. Для полезных ископаемых легкой обогатимости ко­эффициент К повышается на 20-25 %; для труднообогатимых - понижается на 25-30 %. Производительность конусного сепаратора с породной камерой по концентрату можно определить по формуле (4.7) где Qк " производительность сепаратора, т/ч; φн - коэффициент использования несущего слоя, равен 0,7-0,8; D - диаметр сепаратора, м; hн-высота несущего слоя, м; θк- коэффициент разрыхления зерен концентрата (0,4-0,6); δк- плотность зерен концентрата (1500 кг/м~); ик- скорость потока суспензии с концентратом, м/с; g - ускорение свободного падения, м/с2; Вместимость породной камеры (V,м3) рассчитывается по формуле (4.8) где V - объем породной камеры, м3 ; Q — производительность сепаратора по исходному продукту, г/ч; γп- выход породы (принимается не менее 40 %); tш -продолжительность одного цикла шлюзования (принимается 2,5 мин); δп - насыпная масса породы (принимается 1500 кг/м3); φ - коэффициент заполнения породной камеры (0,8). Пропускная способность сепаратора по породе рассчитывается по формуле (4.9) г дс Qn-пропускная способность сепаратора, т/ч; D1 - диаметр породной камеры, м; θn - коэффициент разрыхления зерен породы (0,5); δп - плотность зерен породы (2000), кг/м3; n - показатель степени (2,5-3,8); и - скорость осаждения в суспензии наименьшего легкого зерна поро­ды, м/с. Производительность колесных сепараторов можно определить по формуле: по всплывшему продукту: (4.10) где Q - производительность колесного сепаратора, т/ч; B - ширина ванны сепаратора, м; h - высота суспензии над кромкой разгрузочного лотка, м (принима­ется равной среднему значению крупности угля); и - окружная скорость движения гребков, м/с; θ - коэффициент разрыхления угля (0,5-0,6); δB - плотность всплывшей фракции, кг/м3. по осевшему продукту: (4.11) где V - вместимость одного ковша элеваторного колеса, м (принимает­ся 0,25 м3 для СКВ-20 и 0,5 м3 для СКВ-32); п - частота вращения элеваторного колеса (2; 2,1), мин-1; Z - число ковшей в колесе ( принимается 8); К - коэффициент заполнения ковшей (0,5-0,6); δп - насыпная плотность породы (1,5), т/м3. Производительность двухпродуктовых сепараторов конусных, барабанных, колесных можно рассчитывать также по допустимой норме удельной нагрузки (q, т/ч∙м2): (4.12) где Q - производительность сепаратора, т/ч; F- площадь зеркала суспензии в сепараторе, м2. Нормы удельных нагрузок приведены в табл.4.18 Таблица 4.18 Нормы удельных нагрузок (производительности) суспензионных двухпродуктовых сепараторов Обогащаемый материал Крупность питания, мм Удельная производительность, т/ч-м2 по исходному продукту по легкому продукту Каменные угли средней обогатимости (содержание 10 % видимой породы) 300-13 22-28 20-25 Тоже 30-6 9-11 8-10 Каменные угли средней обо­гатимости (содержание 30 % видимой породы) 300-13 28-36 20-25 То же 30-6 11-14 8-10 Руды черных металлов 40-5 35-50 9-12 Руды цветных и редких металлов: средней обогатимости трудной обогатимости 40-5 (3) 40-5 (3) 13-20 5-10 9-12 4-7 Строительный щебень и гравий 50-5 25-13 Тоже 30-5 20-30 - Флюоритовые руды 20-3 2-3 - Алмазосодержащие руды 25-1,6 7-9 6-8 4.2.5. Технология обогащения в тяжелых суспензиях. Процесс обогащения в тяжелых суспензиях состоит из следующих сепарации. 1. Подготовка полезного ископаемого, которая заключается в дроблении полезного ископаемого до нужной крупности, грохочении и уда­лении из него шлама. Производительность грохотов при отмывке мате­риала составляет 5 т/м2∙ч при крупности 2 мм и 12-18 т/м2∙ч при крупно­сти 6 мм. Расход воды при отмывке составляет 0,2-0,9 м3 /т. 2. Обогащение полезных ископаемых производится в сепараторах различных конструкций. 3. Дренаж рабочей суспензии и отмывка утяжелителя от продуктов обогащения. Самобалансные вибрационные грохоты дренируют рабо­чую суспензию, после чего дренированная суспензия собирается в чане кондиционной суспензии. Вместимость чана должна обеспечить прием всей рабочей суспензии в случае аварии. После дренажа производится отмывка утяжелителя. Расход воды на отмывку составляет: при крупности 40-100 мм около 0,3 м3 /т; при крупности 4-40 мм около 0,5 м3 /т и мри крупности -15 (13) мм около 1,0 м3 /т. Наличие глины повышает расход воды до 1,5 м3 /т. Транспортирование оборотной суспензии обычно осуществляется центробежными насосами, колеса которых выполнены из легированного чугуна высокой твердости. Регенерация утяжелителя на обогатительных фабриках при использовании водно-песчаных суспензий обычно из-за дешевизны и недефицитности кварцевого песка не производится или осуществляется на гро­хотах и сгущением. При использовании галенитовых суспензий для регинерации применяются концентрационные столы и флотация. Для регенерации магнетитовых и ферросилициумовых суспензий устанавливаются электромагнитные барабанные сепараторы (ЭВМ), техниче­ские характеристики которых приводятся в табл. 4.19. Таблица 4.19 Технические характеристики сепараторов ЭВМ Параметры ЭБМ80/170П ЭБМ90/250 Диаметр рабочей части барабана, мм 800 900 Длина барабана, мм 1680 2490 Напряженность магнитного поля в рабочей зоне сепаратора, кА/м 210 210 Установленная мощность привода барабана, кВт 3 4 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 3090 1995 2500 3840 1995 2500 Масса сепаратора, т 6,6 9,2 Частота вращения барабана, об/мин 9,5 9,5 Мощность электромагнитной системы, кВт 15,7 23,5 Производительность (м3/ч) при содержании магнетита в твердой фазе пульпы, %: 70-90 35-50 270 240 400 370 Рекомендуется двухстадиальная схема регенерации суспензии. После размагничивания суспензия поступает в оборот. Количество пульпы, поступающей на магнитный сепаратор, не должно превышать 60 м3/ч на 1 м длины барабана диаметром 800 мм и 75 м3/ч на 1 м дли­ны барабана диаметром 900 мм. Потери утяжелителя при тяжелосредном обогащении составляют 0,5-1 кг/т обогащаемого материала. Типовая схема обогащения руд в тяжелой суспезии приведена на рис.4.9. Рис. 4.9. Типовая схема разделения в тяжелой суспензии Разновидностями процесса обогащения в тяжелых средах являют­ся: вибросуспензионные сепараторы; магнитогидродинамическая и магнитогидростатическая сепарации; обогащение в тяжелых жидкостях; обогащение в аэросуспензиях. Оборудование для перечисленных про­цессов серийно не выпускается, а некоторые процессы не вышли из стадии лабораторных экспериментов. Поэтому их промышленное исполь­зование крайне ограничено. 4.3. Обогащение на концентрационных столах При обогащении на концентрационных столах разделе­ние частиц по плотности осуществляется в тонком слое воды, текущей по слабонаклонной плоской поверхности деки, со­вершающей возвратно-поступательные движения в горизон­тальной плоскости, перпендикулярно к направлению движе­ния потока воды. Дека 2 концентрационного стола (рис. 4.10) трапецеи­дальной или ромбической формы изготавливается из дерева, алюминия или стеклопластика. Рис. 4.10. Концентрационный стол СКМ-1 Поверхность ее покрыта ли­нолеумом, резиной или пластиком, на которых крепятся узкие планки, называемые нарифлениями или рифлями 14, длина которых уменьшается в сторону загрузочного лотка 11. Воз­вратно-поступательное движение деки, опирающейся на ро­лики 8, закрепленные на коленчатых рычагах 6, соединенных тягой 7, сообщается приводом, состоящим из электродвигате­ля 9, ременной передачи и рычажно-эксцентрикового механизма 1, через соединенную с декой стола тягу 10. Асимметрич­ный ход деки стола в направлении ее продольной оси обеспе­чивается пружиной 3, закрепленной между кронштейном 5 и упором деки; небольшой наклон ее (1—10°) перпендикулярно к направлению движения регулируется маховичком 4. Вода поступает в лоток 12 и равномерно распределяется по деке по­воротом вертушек 13; исходное питание в виде пульпы загру­жается в лоток 11. Каждое зерно на деке стола испытывает одновременное воздействие двух сил: гидравлического давления смывной во­ды, текущей поперек деки, и инерции, возникающей при воз­вратно-поступательном движении деки и направленной вдоль деки стола. При движении деки вперед (от привода) с посте­пенным нарастанием скорости весь находящийся на деке ма­териал перемещается вместе с ней до конца переднего хода. Более быстрый ход деки назад (под действием пружины 3) приводит к проявлению значительных инерционных сил, пре­вышающих силы трения зерен о поверхность деки стола, и движению их по деке вдоль реек. При этом скорость движе­ния удельно тяжелых V1 и легких U1 зерен будет неодинаковой. Зерна большей плотности, обладающие большой инерцией, будут перемещаться вдоль деки быстрее, чем менее инерцион­ные зерна меньшей плотности, т. е. значение V1 будет больше U1 (рис. 4.11). Рис.4.11. Схема разделения зерен по плотности на деке концентрацион­ного стола Смывная вода, наоборот, с большей силой будет действовать на зерна легких минералов, так как при одном и том же весе частиц легких и тяжелых минералов площадь по­перечного сечения, определяющая силу гидравлического давле­ния смывной воды, у частицы легкого минерала будет боль­ше, чем у тяжелого, поэтому и скорость перемещения попе­рек деки зерен легкого минерала U2 будет больше скорости пе­ремещения зерен тяжелых минералов V2. В результате этих яв­лений на деке стола образуется расходящийся от места загруз­ки веер зерен различной плотности. В наиболее удаленной от привода зоне концентрируются зерна наиболее тяжелых мине­ралов (тяжелая фракция), ближе к приводу — зерна наиболее легких минералов (легкая фракция), между ними — зерна ми­нералов с промежуточной плотностью или сростки тяжелых и легких минералов (промпродукт). Шламистые частицы удаляются смывной водой в начале де­ки стола. При помощи делительных перегородок продукты раз­личной плотности направляют в соответствующие приемники. Разделению зерен по плотности способствуют рифли, меж­ду которыми материал в результате сотрясаний стола подвергается не только расслаиванию по плотности, но и сегрега­ции. В самой нижней части слоя материала концентрируются мелкие зерна тяжелых минералов, над ними — крупные зерна тяжелых минералов, затем — мелкие зерна легких минералов, сверху — крупные зерна легких минералов. Так как скорость по­тока смывной воды уменьшается сверху вниз по его сечению, то наибольшее действие она оказывает на верхнюю часть слоя материала, способствуя смыву зерен более легких мине­ралов. Тяжелые зерна задерживаются рифлями и перемещаю­тся между ними вдоль стола. В результате этого нижняя гра­ница каждой зоны представлена более крупными зернами, чем верхняя. Разделение зерен легких с плотностью δЛ и тяжелых с плот­ностью δТ минералов происходит эффективно, если соотноше­ние их плотностей в воде δЖ: (δТ - δж)/(δл - δЖ)> 2,5, и затруд­нено или практически невозможно при значении этого соот­ношения менее 1,5. Поэтому концентрационные столы являют­ся наиболее распространенными аппаратами гравитационно­го обогащения (мелкозернистого материала при переработке) оловянных, вольфрамовых, золотосодержащих и других руд и россыпей редких и благородных металлов и углей, разделяе­мые минералы которых характеризуются значительным раз­личием в их плотности. Обогащению на концентрационных столах подвергается материал крупностью -3 +0,01 мм при обогащении руд и рос­сыпей и -10(13) +0,1 мм при обогащении углей. Более мелкие зерна сносятся потоком воды в шламовую фракцию и прак­тически не обогащаются. Предварительное удаление их вме­сте со шламами улучшает результаты обогащения, предотвра­щает агрегирование зерен в глинистые комки и налипание их на деку стола. Переработка материала более широкого диапа­зона крупности приводит к взаимному засореншо легкой фрак­ции крупными зернами тяжелых минералов, а тяжелой фрак­ции — мелкими зернами легких минералов. Для повышения эффективности обогащения рудных ма­териалов их разделяют предварительной гидравлической клас­сификацией на 4—6 классов крупности. Чем меньше разница в плотности разделяемых минералов и больше сростков в исходном продукте, тем уже должна быть шкала классифика­ции. Материал крупнее 0,2 мм поступает на песковые, а мель­че 0,2 мм на шламовые столы. Технологические и конструктивные особенности концен­трационных столов определяются в основном крупностью пе­рерабатываемого материала. Чем крупнее материал, тем меньше частота (350—230 мин-1), но больше амплитуда (4—6 мм) качаний деки и угол попереч­ного ее наклона (1—6°), который при наличии особо крупных и тяжелых зерен может достигать 10°. Чрезмерное увеличение уг­ла наклона деки вызывает излишнее увеличение скорости по­тока пульпы и смывной воды, приводящее к смыву тяжелых зерен в легкую фракцию при смещении веера разделения в сторону привода. При малом угле наклона, наоборот, веер раз­деления смещается в сторону разгрузочного торца деки и воз­растает вероятность загрязнения тяжелой фракции зернами легких минералов. Увеличение транспортирующей способности стола при переработке тонкозернистых и шламистых мате­риалов (на шламовых столах) достигается увеличением про­дольного уклона его деки к разгрузочному торцу, а уменьше­ние ее при переработке крупнозернистых песковых материа­лов (на песковых столах) — созданием уклона деки в противоположном направлении. Для песковых столов характерны более узкие деки (дли­на : ширина = 2,5—2,7), для шламовых — более широкие (дли­на : ширина ≈ 1,5). Высота рифлей и расстояние между ними уве­личиваются с увеличением крупности материала. Высота риф­лей увеличивается также при повышении содержания зерен тяжелых минералов в исходном материале. Наибольшую вы­соту у песковых (от 7—10 до 35—40 мм) и шламовых (от 2 до 22—25 мм) столов они имеют у загрузочного торца деки и вы­клиниваются к ее разгрузочному торцу по высоте до заостре­ния. В современных шламовых столах («Холмана», СКОШ-7,5) поверхность деки имеет волнообразный характер и роль риф­лей выполняют гребни волн. Такие рифли существенно сни­жают возмущение потока воды, производимое ими, что улуч­шает эффективность обогащения шламов. Ликвидация круп­номасштабных вихрей и наиболее равномерное распределение микропульсации скорости в межрифельном пространстве при обогащении, например углей, достигаются использовани­ем рифлей типа «обратная волна» вместо обычных рифлей прямоугольного или треугольного сечения. Слой воды над рифлями должен быть в 2—3 раза больше их высоты. Недостаток воды ухудшает разделение зерен и сни­жает производительность, избыток приводит к увеличению по­терь тяжелых минералов с легкой фракцией. Оптимальная плотность пульпы, поступающей на деку стола, находится в пре­делах 20—25 % твердого. Количество смывной воды возрастает с увеличением крупности и плотности материала и умень­шается с увеличением угла наклона деки стола. Обычно рас­ход ее не превышает 1—2 м3 на 1 т руды. Столы различаются количеством (1—6), формой и пло­щадью (0,5—7,5 м2) дек, конструкцией привода и в зависимо­сти от способа их упаковки могут быть подвесными или опор­ными. Опорные столы по сравнению с подвесными имеют меньшие габариты, меньшую массу и более просты по конст­рукции. Широко используемые при обогащении руд и россыпей многодечные концентрационные столы опорного типа СКО-15, СКО-22 и СКО-30 (рис. 4.12). Они имеют соответственно по две, три или четыре диагональные деки 1, расположенные парал­лельно друг над другом и установленные совместно с привод­ным механизмом 2 инерционного типа на жестких качающих­ся опорах 3. Каждая дека оснащена желобами для приема и регулирования питания 5 и смывной воды б, желобами 7 для приема продуктов разделения и имеет индивидуальный крепо­вый механизм 4 для регулирования поперечного наклона де­ки. Расстояние между деками по вертикали 500 мм. Рис. 4.12. Концентрационный стол опорного типа СКО-30 Концентрационные столы применяются для обогащения мелких классов (от 2(3) до 0,04 мм) оловянных, вольфрамовых, редкометалльных, золотосодержащих руд, руд черных металлов, а также углей круп­ностью менее 10 (13) мм. Концентрационные столы могут использо­ваться также для флотогравитации. Обогащение на концентрационных столах идет в тонком потоке воды, текущем по слабонаклонной поверх­ности стола (деке). Технические характеристики отечественных концентрационных столов приведены в табл. 4.20. Производительность концентрационных столов зависит от характера и максимальной крупности обогащаемого материала. Удельную производительность (q,т/ч∙м) можно ориентировочно определить по эмпирической формуле (4.13) - максимальный размер обогащаемого материала, мм. Общая производительность стола (Q, т/ч) будет: Q =qF, (4.14) где F - площадь деки (дек), м2. Таблица 4.20 Технические характеристики концентрационных столов Параметры Тип стола СКМ-1 ЯСК-2 СКО-15 СК-22 СКП -20 СКПМ-6 Производительность, т/ч 0,3-3 1-6 шлам. 0,3-1 песк. 1-3,5 шлам. 1-3 песк. 3-9,0 2,5-7 по углю 20-40 Размеры деки, мм: длина 4500 2120 верней 3160 средней 4200 нижней 3970 3970 1800 3400 ширина: у загрузочного конца у разгрузочного конца 1800 1500 800 800 1937 1937 1876 1876 900 900 1800 1800 Площадь одной деки, м3 7,5 шести дек 20 7,5 7,5 1,6 6,1 Число дек 1 2x3 2 3 12 6 Число ходов деки, мин 230-300 230-300 280-350 230-350 280-450 270-350 Длина хода деки, мм 8-30 12-20 10; 12; 14 16; 18; 20 8; 12; 16 6-25 Угол поперечного крена, град. 0-8 0-8 0-8 0-8 0-8 0-10 Угол продольного наклона, град. 0-2 0-2 0-2 0-2 0-2 0-3 Мощность электродвигателя, кВт 1,7 1,7 2,2 2,2 2,8 2,8 Масса стола, т 1,2 1,8 1,9 3,3 4,1 2,8 Производительность (Q, т/ч) концентрационного стола любого размера при обогащении руд можно рассчитывать по эмпирической формуле , (4.15) где δР, δт, δЛ - соответственно плотность руды, тяжелого и легкого ми­нералов, кг/м ; d ср - средний размер зерен обогащаемого минерала, мм; F - площадь деки (дек) при оптимальном соотношении длины и ширины, м . При перечистке промпродуктов производительность столов уменьшается на 20-40 %, а при доводке концентратов - на 50 % по сравнению с производительностью при основном обогащении. Режим работы концентрационных столов: число колебаний (n, мин) и длину хода (l, мм) концентрационного стола можно определить по формулам: (4.16) , (4.17) где dmах- наибольший размер частиц обогащаемого материала, мм. Угол наклона деки стола при обогащении мелкозернистой смеси обычно 1,5-2,5 °, грубозернистой 4-8 °. Удельный расход воды составляет 1,5-2,5 м3/т при обогащении руд и 0,6-2,4 м3/т при обогащении углей. Причем около 2/3 общего расхода приходится на воду, подаваемую с исходным материалом, и 1/3 - на смывную воду. При обогащении крупного материала расход воды больше, чем при обогащении мелкого. 4.4. Обогащение на концентрационных шлюзах и желобах Обогащение на шлюзах. Стационарный шлюз представляет собой слабонаклонный прямоугольный неподвижный желоб, на дне которого укладываются специальные покрытия для создания необходимой турбулентности потока. Такие покры­тия не только задерживают опустившиеся тяжелые зерна, но и, способствуя вихреобразованию, взмучивают движущуюся по дну шлюза постель, обеспечивая расслаивание материала по плотности. Стационарные шлюзы (гидравлические, дражные и др.) ис­пользуют для обогащения обычно неклассифицированных бед­ных материалов крупностью до 100 мм при переработке с вы­сокой производительностью руд и песков россыпных место­рождений редких и благородных металлов, минералы кото­рых обладают гораздо более высокой плотностью δТ, чем ми­нералы породы δЛ. Для эффективного обогащения на шлюзах необходимо, чтобы значение соотношения (δТ - 1)/(δл - 1) было больше 3,5; в этом случае шлюз характеризуется высокой сте­пенью концентрации. Технологические и конструктивные параметры шлюзов оп­ределяются в первую очередь максимальной крупностью dmax кусков в перерабатываемом материале. При увеличении ее с 6 до 100 мм скорость потока возрастает с 1,2—1,6 до 2,0—2,5 м/с, а разжижение пульпы (Ж : Т по объему) — с 8—10 до 16—20. Минимальная высота потока не превышает 1,3 dmax для само­го крупного и 10 dmax для самого тонкого материала. Шлюзы глу­бокого наполнения (с высотой потока более 30-—40 мм) приме­няют для обогащения материала крупнее 20(16) мм; шлюзы мел­кого наполнения (с высотой потока менее 30—40 мм) — для бо­лее мелкого материала. При крупном питании (dmax> 20(16) мм) и необходимости дополнительной дезинтеграции материала трафаретом в шлюзах служат деревянные торцы, камни или рельсы, укладываемые поперек потока; при средней крупно­сти питания (dmax < 20(16) мм) — металлические и деревянные решетчатые конструкции с высотой поперечных планок 25— 55 мм и расстоянием между ними 25—150 мм. При обогаще­нии мелких песков (-3 мм) и тонкоизмельченных руд приме­няют ворсистые покрытия из войлока, грубошерстного сукна, плюша, холста, рифленой резины и других мамериалов; пуль­па на шлюзы в этом случае подается слоем 3—5 мм. Производительность шлюзов с трафаретным покрытием составляет 0,4—1,5 м3/м2·ч, с ворсистым — от 0,1 до 0,3 м3/м2 · ч. Она может быть увеличена примерно в 2 раза за счет интенси фикации разрыхления материала потока вибрацией всего шлю­за (при оборудовании его амортизаторами и вибраторами, например С-414). Материал на шлюз подают непрерывно до тех пор, пока ячейки трафарета или покрытия не заполнятся тяжелыми зер­нами, после чего загрузку прекращают и производится сполоск шлюза, т. е. смыв концентрата со дна шлюза или с по­крытия в отдельный приемник. Высокое извлечение частиц золота обеспечивается при крупности их более 0,2—0,3 мм, а зерен касситерита и вольфрама — если они крупнее 1 мм. Подвижные механизированные шлюзы (рис. 4.13),: поворачивающие­ся, опрокидывающиеся или с движущейся рабочей поверхно­стью, обеспечивают возможность сполоска концентрата без снятия улавливающего покрытия. Это позволяет сократить за­траты труда, повысить за счет уменьшения времени на сполоск производительность шлюзов и за счет более частого спо­лоска эффективность их работы. Рис. 4.13. Схемы шлюзов: а — ленточного; б — цилиндрического вращающегося Металлический подвижной шлюз (ШМС) и шлюз с под­вижным резиновым покрытием (ШПРП), или ленточный шлюз (рис. 4.13, а), представляют собой слабонаклонную бесконеч­ную цепь стационарных металлических шлюзов или коробча­тую резиновую ленту, движущуюся навстречу загружаемому ма­териалу. Легкая фракция смывается водой и разгружается у нижнего барабана, а тяжелая смывается с подвижной поверх­ности шлюза у верхнего барабана. Недостатками являются слож­ность конструкции и небольшая производительность шлюзов. Барабанный концентратор или цилиндрический вращаю­щийся шлюз (рис. 4.13, б) диаметром 800 мм и длиной 3600 мм имеет на внутренней поверхности резиновое покрытие 1 с на-рифлениями зубчатой формы высотой 2—4 мм и предназначен для улавливания зерен свободного золота в цикле измельче­ния из материала крупностью -5 мм при плотности пульпы 25—60 % твердого. Тяжелые мелкие зерна, захватываемые улав­ливающим рифленым покрытием, транспортируются вверх при вращении барабана (2—6 об/мин), где смываются верхним оро­сителем 3 в желоб для концентрата 2. Расслоению материалов в нижней части барабана способствует подача воды через бо­ковой ороситель 4. На шлюзах обогащаются некласси­фицированные или имеющие широкий диапазон крупности бедные золото- и платиносодержащие, касситеритовые руды и пески россыпных месторождений. Материал крупностью —100+16 мм обогащается на шлюзах глубокого наполнения; крупностью -16+0 мм - на шлюзах ма­лого наполнения (подшлюзках). Технические характеристики шлюзов приведены в табл. 4.21. После заполнения ячеек трафаретов шлюза тяжелой фракцией подачу материала на шлюз прекращают и производят съем осевшего концентрата (сполоск шлюза). В зависимости от конструкции шлюза сполоск может быть ручным, механизированным и автоматизированным. На шлюзах с неподвижной рабочей поверхностью интервал между сполосками изменяется от нескольких часов до 10-15 дней. Разжижение пульпы в неподвижных гидравлических шлюзах достигает 25 и выше. Таблица 4.21 Технические характеристики шлюзов Параметры Шлюзы Подшлюзки Длина минимальная, м 18-20 6 Ширина, м 0,37-0,8 0,7-1,0 Уклон на 1 м длины, мм 110 100-110 Высота трафаретов, мм 50-55 25-30 Расстояние между планками трафаретов, мм 90-150 25-30 Наполнение шлюза (глубина потока), мм 80 50 Средняя скорость движения потока, м/с 1,67 0,7 Общую ширину шлюзов В можно определить по формуле (4.18) где В - ширина шлюзов, м; Q — объемная производительность, м /с; и - скорость потока пульпы, м/с (при минимальной крупности 6-12 мм скорость 1,2-1,6 м/с, при 100 мм - 2-2,5 м/с); d — минимальная высота потока пульпы, м. Поток пульпы можно определить по формуле h = аd, (4.19) где а - коэффициент, зависящий от крупности материала (при максимальной крупности 6-12 мм а = 2-2,2; при крупности до 100 мм 0=1,2-1,3); d — наибольший размер кусков, мм. Расход пульпы определяется из соотношения , (4.20) где Q - расход пульпы, м3/с; q - количество твердого, поступающего на шлюз, т/с; δт — плотность твердого, т/м3; К — разжиженность пульпы (Ж:Т) по объему (при крупности 6-12 мм Ж:Т = 8-10; при крупности 100-200 мм Ж:Т = 16-20). Ширина одного шлюза практически колеблется от 0,4 до 1,5 м (ча­ще в пределах 0,6-0,8 м). Если ширина шлюза превышает указанные ве­личины, то устанавливают несколько параллельно работающих шлюзов. Минимальная длина шлюзов глубокого наполнения золотосодер­жащих песков составляет 20 м, шлюзов мелкого наполнения (подшлюзков) - 6м. Для оловосодержащих песков - соответственно 30 и 10 м. Отдельную группу представляют шлюзы с подвижной улавливающей поверхностью. Они делятся на три вида: с периодически поворачиваю­щимися желобами; с подвесным резиновым покрытием и вибрационные. Обогащение в желобах. Струйный или суживающийся желоб (рис. 4.14), имею­щий плоское дно 3 и сходящиеся под некоторым углом боко­вые стенки 2, устанавливается с минимальным уклоном (15—20°), обеспечивающим прохождение подаваемой питателем 1 пуль­пы плотностью 50—60 % твердого по желобу без заиливания (со средней скоростью 0,3—1,0 м/с). Благодаря сужению же­лоба высота потока увеличивается от 1,5—2 мм у загрузочного конца до 7—8 мм у разгрузочного, а характер движения пото­ка изменяется от ламинарного в начале желоба к турбулент­ному в конце его. Рис. 4.14. Схема суживающегося желоба При движении пульпы по желобу происхо­дит расслоение материала по плотности и крупности. Основ­ным процессом разделения частиц, вследствие высокого содер­жания твердого в питании, является сегрегация, которая допол­няется процессом взмучивания частиц турбулентными вихря­ми, выносящими вверх из придонного слоя крупные легкие ча­стицы и частицы малой гидравлической крупности. В резуль­тате взаимодействия этих процессов в нижних слоях (у дна же­лоба) концентрируются зерна тяжелых минералов, а в верх­них слоях — зерна легких минералов. Пульпа сходит с желоба в виде веера 4, в котором плотность минеральных зерен воз­растает сверху вниз. При помощи делительных перегородок или отсекателей 5 продукты различной плотности направля­ют в соответствующие приемники. В моечных желобах, в отличие от шлюзов, осевший тяжелый продукт выделяется непрерывно через разгрузочную камеру. Ширина же­лоба колеблется от 300 до 800 мм, а производительность соответственно составляет от 40-60 до 135-160 т/ч. Расход воды на 1 т обогащаемого материала колеблется в пределах 2-4 м3. Моечные желоба в настоящее время на фабриках почти не применяют. Они заменены от­садочными машинами и шнековыми противоточными сепараторами. Суживающие желоба применяются при обогащении песков, глав­ным образом, россыпных месторождений. Их применяют также на некоторых железорудных обогатительных фабриках и фабриках, перерабатывающих коренные руды олова и редких металлов. Крупность обогащаемого материала -2,5+0,04 мм. На суживающихся желобах получают, как правило, черновые концентраты. Наиболее распространенные размеры суживающихся желобов: длина 610-1200 мм; ширина у загрузочного конца 230 мм, у разгрузочного - 25 мм; угол наклона 15-20°. Исходная пульпа содержит м>-60 % твердого (по массе) или 25-30 % по объему. Суживающиеся желоба отличаются простотой конструкции, отсутствием движущихся частей, высокой удельной производительностью. Аппараты, конструкции которых основаны на использовании суживающихся желобов, разделяются на две группы. 1. Аппараты, состоящие из набора нескольких желобов в различ­ных компоновочных вариантах - струйные концентраторы. 2. Аппараты, состоящие из одного или нескольких конусов, представляющие собой радиально установленные суживающиеся желоба, направленные узкой частью к центру — конусные сепараторы. Конусные сепараторы изготовляют одно-, двух-, трех- и шестидечными. Технические характеристики струйных концентраторов и конусных сепараторов приводятся в табл. 4.22 и 4.23. Таблица 4.22 Технические характеристики струйных концентраторов Параметры СКГ-2М СКГМ-3М для основной и перечистной концентрации для перечистки хвостов Число желобов 24 8 4 Размеры желобов, мм: длина ширина в приемной части шрина в разгрузочной части 1000 250 20 1400 750 60 1090 400 30 Число регулируемых щелей в тише желоба 5 7 5 Общая площадь желобов, м2 3,24 5,47 5,47 Пределы регулирования угла наклона желоба, град. 15-20 15-20 15-20 Содержание твердого в питании по массе), % 40-60 50-60 50-60 Производительность, т/ч 3-10 8-25 8-25 Мощность вибратора, кВт 0,25 0,25 0,25 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 2400 1420 4065 2500 2050 4275 2500 2050 4275 Таблица 4.23 Технические характеристики конусных сепараторов Параметры Одноярусные Двухъярусные СК2-М СК-3 СК2-2 СКЗ-2 Диаметр основания конуса, мм: верхнего среднего нижнего 2000 - - 2880 - - 2000 2000 - 2880 2880 2880 Длина образующей, мм 800 1190 770 1100 Угол образующей конуса с горизон­тальной плоскостью, град. 14-20 14-20 14-20 14-20 Площадь рабочей поверхности, м2: одного конуса без клиньев общая 2,95 - 6,40 - 2,90 5,70 6,0 11,88 Содержание в питании (по массе), % 45-60 45-60 45-60 45-60 Производительность, т/ч 20-40 40-80 25-45 45-90 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 2160 2160 2290 3060 3060 2800 2500 2480 2650 3350 3100 3250 Масса сепаратора с конусами, т: чугунными из алюминиевого сплава из стеклопластика 1,46 1,04 - 2,5 1,5 - 2,9 2,1 - 5,0 3,2 - Параметры Трехъярусные Шестиярусные СК2-3 СКЗ,6/3-6 Диаметр основания конуса, мм: верхнего среднего нижнего 2000 2000 2000 3600 3000* 3000 Длина образующей, мм 770 1350-1650 Угол образующей конуса с горизонталь­ной плоскостью, град. 14-20 16-18 Площадь рабочей поверхности, м2: одного конуса без клиньев общая 2,85 8,55 7-10,5 45,2 Содержание твердого в питании (по массе), % 45-60 45-60 Производительность, т/ч 20-40 80-120 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 2160 2250 5300 5300 Масса сепаратора с конусами, т: чугунными из алюминиевого сплава из стеклопластика 3,3 - - - - 7,74 *Для второго, считая сверху, и всех последующих конусов площадь рав­на 7м2. Удельную производительность струйных и конусных сепараторов (q, т/ч∙м ) можно определить по следующей эмпирической формуле: (4.21) где К - коэффициент, равный 10-14, меньшее значение относится к мел­кому питанию, а большее - к крупному; dср- средневзвешенный размер зерен в питании, мм; δ1, δ2- плотности пустой породы и полезного минерала, т/м3. Производительность сепараторов возрастает с увеличением круп­ности питания и разницы в плотностях разделяемых минералов. Общая производительность струйных и конусных сепараторов будет: Q= qF, (4.22) где Q - общая произвалительность сепаратора, т/ч; F-площадь сепаратора (сепараторов), м . 4.5. Винтовые сепараторы Винтовые сепараторы применяются для обогащения мелкозерни­стых песков, содержащих ильменит, циркон, рутил и другие полезные минералы, а также для измельченных руд редких и благородных металов, слабомагнитных окислов железных руд, фосфоритов, хромитов и др. Верхний предел крупности 15 мм, нижний 0.05-0,07 мм. Винтовые сепараторы (рис. 4.15, а) представля­ют собой вертикальный неподвижный винтообразный желоб 1, укрепленный на колонке 4. Пульпа подается в верхнюю часть желоба и стекает по нему вниз в виде тонкого (6—15 мм) слоя. При движении в потоке помимо обычных гравитаци­онных и гидродинамических сил, действующих на зерна, раз­виваются центробежные силы, вызывающие различие в ско­ростях не только по глубине потока, но и по радиусу. Рис. 4.15. Схема винтового сепаратора двухжелобчатого типа СВ2-1000 (а) п циркуляции струй пульпы в желобе винтового сепаратора (б) Скоро­сти возрастают по мере удаления от дна к поверхности и вну­треннего борта к внешнему, что приводит к поперечной цир­куляции потока (рис. 4.15, б): верхние слои 1 удаляются от оси вращения к внешнему борту желоба, а внутренние слои 2 — к его внутреннему борту. Попав на винтовой желоб, частицы начинаю распреде­ляться по глубине потока в соответствии с их гидравлической крупностью и одновременно в поперечном направлении: на­ходящиеся в верхних слоях зерна легких минералов сносятся к внешнему борту, а находящиеся в нижних слоях зерна тяже лых минералов --к внутреннему. После прохождения пуль­пой двух-трех витков разделение частиц по плотности и круп­ности в основном заканчивается, и они перемещаются по тра­екториям, близким к винтовым линиям на постоянном рас­стоянии от оси сепаратора или шлюза. Перераспределению частиц, попавших в «чужую» зону, спо­собствует подача дополнительной воды 2 (рис. 4.15, а) у вну­треннего борта желоба. Разделение веера частиц в конце желоба на концентрат 5, промпродукт 6 и хвосты 7 производится отсекателями 3. При желании и необходимости через отверстия в днище желоба с помощью отсекателей концентрат можно выводить с верхних витков, промпродукт — со средних вит­ков, хвосты — с последнего нижнего витка в конце желоба. Желоб сепаратора или шлюза диаметром от 600 до 1200 мм изготавливают из чугунного или стального литья, листовой стали, алюминиевых сплавов, стекловолокна или фиброгласса. Рабочую поверхность желоба футеруют морозостойкой ре­зиной, неопреном, пластмассой. В зависимости от исполне­ния винтовые сепараторы и шлюзы могут состоять из 2—4 винтовых желобов на одной колонне, работающих одновре­менно. Производительность их в зависимости от типоразме­ра, характера и крупности обогащаемого материала изменя­ется от 0,5 до 10 т/ч. Эффективность извлечения тяжелых зерен увеличивается для крупных с увеличением диаметра сепаратора (до 1200 мм и более), для мелких с уменьшением диаметра шлюза (до 500 — 750 мм). Оптимальное соотношение между крупностью зе­рен и глубиной потока при обогащении материала -3 +0,2 мм достигается в промышленном сепараторе при значении отно­шения шага винтового желоба к его диаметру, равном 0,4—0,6, а при обогащении материала -0,5 +0,02(0,03) мм в винтовом шлюзе — при значении равном 0,5—0,6. С уменьшением разницы в плотностях и крупности разде­ляемых зерен число витков желоба увеличивается с 4 до 6. При большом содержании в исходном материале глины и тонких шламов процесс разделения на винтовых сепараторах и шлюзах сильно нарушается. Поэтому материал в таких слу чаях подвергается, как правило, предварительному обесшлам-ливанию на ситах или гидравлических классификаторах. Опти­мальная плотность питания составляет 10—35 % твердого. Ухуд­шение процесса разделения при большей плотности обусло­влено чрезмерным увеличением вязкости, при меньшей — сно­сом тяжелых зерен в область промежуточного продукта, как и при избытке смывной воды. Недостаток смывной воды при­водит к получению бедных концентратов. Технические характеристики винтовых струйных сепараторов приводятся в табл. 4.24. Таблица 4.24 Технические характеристики винтовых сепараторов с нерегулируемым шагом витков Параметры СВ2-750 СВ2-1000 СВ-1500 1 2 3 4 Диаметр желоба, мм 750 1000 1500 Число витков 4 4 3 Число желобов 2 2 2 Крупность ценного компонента, мм 0,07-1 0,07-2 0,2-3 Содержание твердого в питании, % 15-40 15-40 15-40 Расход смывной воды, л/с 0,3-0,5 0,4-0,8 0,2-0,5 Производительность сепаратора, т/ч 1-5 3-8 20-30 Габаритные размеры, мм: высота длина ширина 3700 790 830 4200 1050 1100 5150 1600 1600 Масса сепаратора, т 0,59 0,69 1,25 Винтовые сепараторы выпускаются отечественной промышленно­стью с нерегулируемым шагом витков. Сепараторы с регулируемым ша­гом витков выпускаются в ограниченном количестве для испытаний руд в лабораторных и промышленных условиях. Производительность винтовых сепараторов выражается эмпириче­ской формулой (4.23) где Q, - производительность сепаратора, т/ч; Ки - коэффициент, зависящий от обогатимости исходного материала (для труднообогатимых руд Ки = 0,4; для легкообогатимых Ки = 0,7; среднее значение Ки = 0,6); δи, δ1, δ2 - плотность соответственно исходного материала, легких и тяжелых минералов, т/м ; п - число желобов; d mах- максимальный размер частиц обогащаемого материала, мм; D - диаметр сепаратора, м. Винтовые сепараторы и шлюзы просты по конструкции, удобны в эксплуатации, не требуют затрат электроэнергии, за­нимают мало места. Они широко применяются для обогаще­ния мелкозернистых песков, содержащих ильменит, циркон, ру­тил и другие полезные минералы, а также измельченных руд редких и благородных металлов, железных руд, фосфоритов, хромитов и других полезных ископаемых. Недостатком вин­товых сепараторов и шлюзов является низкая эффективность обогащения руд и россыпей с большим содержанием сростков извлекаемых минералов с минералами породы. 4.6. Промывка Промывка - это процесс дезинтеграции (разрыхления, диспергиро­вания) глинистого материала, содержащегося в руде, в соответствую­щих аппаратах под действием воды. Промывка может быть самостоя­тельным процессом, в результате которого выделяется концентрат. Ча­ще она является подготовительным процессом перед дальнейшим обогащением. В зависимости от физико-механических свойств глины руды бывают легкопромывистые, среднепромывистые, труднопромывистые и весьма труднопромывистые. Процесс промывки широко применяется при обогащении железных, марганцевых, хромовых руд, россыпей цветных ред­ких и благородных металлов, строительного сырья (гравий, щебень, пе­сок), коалинового сырья, фосфоритов, флюсовых известняков и других полезных ископаемых. Для промывки легкопромывистых руд применяются желоба, плоские и барабанные грохоты, бутары. Для промывки среднепромывистых руд применяются скрубберы, скрубберы-бутары, гравиемойки, вибро­мойки. Для промывки труднопромывистьгх руд применяются корытные мойки, бичевые мойки, вибромойки, промывочные башни. В табл.4.30 приводятся технические характеристики барабанных грохотов и бутар, в табл. 4.31 - скрубберов и скрубберов-бутар. Для дезинтеграции труднопромывистых руд необходимо выбирать аппараты, обеспечивающие длительное время пребывания материала в рабочей зоне и интенсивное механическое воздействие. Осуществляется это, как правило, в две-три стадии: 1-я стадия – скрубберы или вибрационные мойки; 2-я и 3-я стадии – корытные или бичевые мойки. Таблица 4.30 Технические характеристики барабанных промывочных грохотов и бутар Параметры Грохоты Бутары 0-89 ГБ-1,5 0-82 Размеры барабана, мм: диаметр длина перфорированной части длина общая 1500 2500 4200 1500 2500 4200 1330 5304 8300 Размер отверстий на барабане, мм 50; 10 50; 10 20 Чистота вращения барабана, мин-1 10,4 10 16 Угол наклона барабана, град. 3-8 до 10 3 Максимальный размер кусков руды, мм 300 300-350 300 Удельный расход воды, м3/т 4-6 4-6 4-8 Производительность, т/ч 60-80 100-150 75 Мощность электродвигателя, кВт 4,5 7 28 Габаритные размеры, мм: длина ширина высота 5400 2240 2080 4750 2800 2660 8776 3000 2000 Масса аппарата, т 5,1 7,5 12,6 Таблица 4.31 Технические характеристики скрубберов и скрубберов-бутар Параметры С-1,3 СБ-1,3 ДСБ-1,4 ВНИИПрозолото ммк-2,6 ммк-3,3 Размеры барабана, мм: диаметр длина общая 1300 3618 1300 5200 1400 2800 3600 7800 2600 7800 3350 10770 Чистота вращения, мин-1 20 20 15-17 17,9 16 15 Угол наклона, град. 3,5-6 - 2-4 - - - Удельный расход воды, м3/т 3-5 6-10 - - 2-4 2-4 Производительность, м3/т 30 30 50 400 100 250 Мощность электродвигателя, кВт 7 7 14 400 215 500 Масса аппарата, т 5,3 5,6 10,4 - 40,2 154 Тема 5. Магнитные методы обогащения 5.1. Физические основы магнитных методов обогащения 5.1.1. Сущность магнитных методов обогащения Магнитные методы обогащения основаны на различии в магнитных свойствах разделяемых минералов, главным образом на различии в их магнитной восприимчивости. По величине удельной магнитной восприимчивости х все минералы условно делятся на следующие группы: 1) сильномагнитные (χ >3,8∙10"5 м3/кг) — магнетит, франклинит, маггемит, титаномагнетит, моноклинный пирротин и др.; 2) слабомагнитные (χ = 1,26∙10"7 — 7,5∙10"6 м3/кг) — окислы, гидроокислы железа и марганца, ильменит, вольфрамит, гранат, биотит, гексагональный пирротин и др.; 3) немагнитные (χ < 1,26∙10" м /кг) — кварц, полевой шпат, кальцит, касситерит, апатит и др., а также диамагнитные (χ < 0) — цинк, медь, золото, серебро, кремний и другие минералы. Чем больше различаются минералы по величине магнитной восприимчивости, тем легче осуществить их разделение в магнитном поле. Средой разделения минералов может быть вода или воздух. В соответствии с этим процесс называется мокрой или сухой магнитной сепарацией. Разделение минералов осуществляется в рабочей зоне магнитных сепараторов. Исходный материал при верхней подаче поступает непосредственно на рабочий орган — барабан (рис. 5.1, а), валок (рис. 5.1, б), диск (рис. 5.1, в) и др., при нижней — в зазор между ним и питающим лотком, дном ванны или полюсным наконечником (рис. 5.1, г). Рис. 5.1. Открытые (а, г) и замкнутые (б, в) магнитные системы: - сердечник: 2—обмотка: 3 —магнмтопровод; 4—полюсный наконечник: 5 - барабан: 6 — диск Магнитные частицы под действием магнитного поля притягиваются к поверхности рабочего органа и выносятся за пределы действия магнитных сил, где разгружаются в приемники для магнитного продукта. Немагнитные частицы скользят под действием центробежных сил и сил тяжести по поверхности рабочего органа, полюсного наконечника, лотка или дну ванны и разгружаются в приемники для немагнитного продукта. В рабочей зоне сепаратора различают зону притяжения магнитных частиц, высота которой Н определяется минимальным расстоянием между рабочим органом и поверхностью вибролотка, дна ванны или неподвижного полюса, и зону транспортирования магнитного продукта к месту разгрузки, в которой происходит дополнительная очистка его от механически захваченных немагнитных частиц. Магнитное поле в рабочей зоне сепаратора создается системами из постоянных магнитов или электромагнитными системами с обмоткой. питаемой постоянным или переменным током, вызывающим соответственно образование постоянного или переменного магнитного поля. В настоящее время наиболее широко используется обогащение в постоянном магнитном поле. В магнитных сепараторах применяются только неоднородные магнитные поля, поскольку только они позволяют получить направленную магнитную силу притяжения минерального зерна: где μ0 — - магнитная постоянная, равная 1,26∙10-6 Гн/м; т — масса зерна, т; Н— напряженность поля, А/м; gradH— градиент напряженности, А/м2; μ0Н— - сила магнитного поля, А2/м3. Чем больше неоднородность магнитного поля и градиент его напряженности, тем сильнее магнитные частицы притягиваются к полюсу в направлении сходимости магнитных силовых линий, т. е. втягиваются в участки с более высокой напряженностью поля. Частицы немагнитных или диамагнитных минералов, наоборот, будут выталкиваться под действием магнитных сил в участки с меньшей напряженностью поля. Вес это обеспечивает достаточно эффективное разделение частиц магнитных и немагнитных минералов в рабочей зоне сепаратора. В однородном магнитном поле, например между двумя разноименными полюсами плоской формы (рис. 5.2. а), в котором напряженность одинаковая и по величине, и по направлению, минеральные частицы будут подвергаться только воздействию вращающего момента, ориентирующего их параллельно силовым линиям тока. Однако перемещения частиц к полюсам магнитной системы не произойдет. Рис. 5.2. Схемы однородного магнитного поля (а), расположения и сочетания полюсов различной формы открытой (б, в), замкнутой (г — ж) магнитных систем и полиграднентной среды (з) 5.1.2. Магнитные системы сепараторов Для получения неоднородных магнитных полей применяются открытые и замкнутые многополюсные магнитные системы, полиградиентная среда. В открытых магнитных системах края полюсов чередующейся полярности расположены по плоской (рис. 5.2, б) или цилиндрической поверхности (рис. 5.2, в), как, например, у барабанных сепараторов. В последнем случае полярность полюсов может чередоваться либо по периметру барабана, либо по его оси. Магнитные силовые линии проходят по воздушному пространству над промежутками между полюсами. Такие системы применяют в сепараторах со слабым магнитным полем (напряженностью до 240 кА/м), используемых для извлечения из руд и продуктов обогащения сильномагнитных минералов. Полюсные концы многополюсной магнитной системы закругляют обычно по дуге радиусом 0,4—0,6 шага полюсов S. Изменение напряженности поля Нх, А/м, по нормали к поверхности полюсов магнитной системы на расстоянии х в этом случае описывается экспоненциальным уравнением А.Я. Сочнева: где Н0 — напряженность поля на уровне поверхности полюсов; Сх — коэффициент неоднородности магнитного поля, зависящий от шага полюсов S и радиуса Rц кривизны поверхности системы, м-1, Напряженность магнитного поля Н0 неоднородна и изменяется вдоль магнитной системы в зависимости от отношения ширины полюса (в) и зазора (а) между соседними полюсами. Близкие значения напряженности поля над серединой полюсов и зазоров между ними обеспечиваются при отношении в/а около 1,2 независимо от шага полюсов. Падение величины магнитной силы μ0Н gradH с удалением от поверхности полюсов происходит тем быстрее, чем больше коэффициент неоднородности Сх, который зависит главным образом от шага полюсов S. Выбор шага полюсов S определяется верхним пределом крупности d? обогащаемой руды или высотой h рабочей зоны сепаратора. Он должен быть тем больше, чем больше крупность обогащаемого материала (в сепараторах с верхней подачей питания) и больше высота рабочей зоны (в сепараторах с нижней подачей питания). Магнитная система выполняется из постоянных магнитов (литых или керамических) или из стальных сердечников (полюсов) с катушками, питаемыми постоянным или переменным током. При питании постоянным током чередование знака полюсов магнитной системы достигается противоположным направлением тока в обмотках соседних полюсов. При питании переменным электрическим током создается «бегущее магнитное поле». При воздействии перемещающегося магнитного поля на поверхности магнитной системы происходят переориентация магнитных частиц, разрыхление слоя магнитного материала и частичное разрушение флокул. В сочетании с центробежной силой это приводит к выделению из слоя магнитного продукта случайно захваченных немагнитных зерен, слабомагнитных сростков и повышению за счет этого качества магнитного продукта. В замкнутых магнитных системах магнитное поле образуется в пространстве между противоположно расположенными разноименными полюсами различной формы и рабочим органом, выполненным в виде валка цилиндрической формы с кольцевыми выступами и впадинами различной конфигурации или горизонтально вращающегося диска с нижней рабочей поверхностью, на которой по периметру имеется кольцевой заостренный выступ для создания неоднородного поля. Такие системы экономичнее открытых многополюсных систем и позволяют создавать поля большой напряженности. Поэтому они применяются в сепараторах с сильным магнитным полем (напряженностью до 1600 кА/м), используемых для извлечения из руд и продуктов обогащения слабомагнитных минералов. Величина магнитной силы μ0Н gradH в замкнутой магнитной системе в большой степени зависит от формы полюсов и их размеров. Наиболее часто в сепараторах используются сочетания закругленных, трапецеидальных или прямоугольных зубцов с плоским полюсом, закругленных зубцов с желобчатым полюсом (рис. 5.2, г—ж). При сочетании плоского и многозубчатого полюсов (профили г—е) поле неоднородно лишь вблизи зубцов, а с приближением к плоскому полюсу становится близким к однородному. Замена плоского полюса полюсом желобчатым (профиль ж) существенно повышает неоднородность всего поля, увеличивая значения магнитной силы μ0Н gradH. Во всех случаях крупность обогащаемого материала определяется шагом зубцов валка и соотношением магнитной восприимчивости разделяемых минералов. Полиградиентная среда (рис. 5.2, з) возникает при заполнении рабочего пространства сепаратора мелкими ферромагнитными телам (шариками, стержнями, рифлеными пластинами, стальным волокном и др.). в зазорах между которыми индуцируются сильные магнитные поля. Полиградиентность среды обусловлена тем, что магнитные силы в таком поле действуют по всем направлениям и на всех участках сближения индукционных магнитов. Благодаря малым размерам они соприкасаются в точке и даже при небольшой напряженности поля в рабочем пространстве прилегающие к этим точкам области характеризуются очень высоким градиентом и, следовательно, большой силой поля. В таких областях и происходит интенсивное притяжение и удерживание тонкоизмельченных слабомагнитных частиц, в то время как немагнитные частицы фильтруются (вымываются) через зазоры между ферромагнитными телами (магнитами-носителями). Чтобы избежать закупорки зазоров, размер ферромагнитных тел. например шариков, должен быть в 10—25 раз больше верхнего предела крупности обогащаемого материала. Однако он не должен превышать 6—8 мм из-за резкого уменьшения величины действующих на частицы магнитных сил. поэтому максимальная крупность обогащаемого материала не должна превышать dmах =8/25 = 0,32 мм. Нижний предел крупности материала при обогащении в полиградиентных сепараторах составляет около 10 мкм. 5.1.3. Режимы магнитной сепарации При перемещении в рабочей зоне магнитного сепаратора минералы подвергаются воздействию не только магнитной силы, но и механических сил (тяжести, инерции, центробежных, сопротивления среды и т. д.). Разделение смеси минералов, различающихся по магнитным свойствам, произойдет, если магнитная сила, действующая на более магнитные минералы (Fм1), будет больше, а на менее магнитные минералы (Fм2) - - меньше равнодействующей всех механических сил (fмех). действующих на эти минералы в направлении. противоположном магнитной силе. т. е. если Fм1 > fмех > Fм2. В результате воздействия (на частицы руды) магнитной и механической сил частицы с различными магнитными свойствами приобретают разные траектории движения и выводятся из магнитного поля в виде отдельных продуктов. отличающихся не только по магнитным свойствам, но и по вещественному составу. Разделение минералов в магнитном поле под влиянием магнитных и механических сил может осуществляться в режиме удерживания или извлечения магнитных минералов. При сепарации в режиме удерживания (см. рис. 5.1, а б) исходный материал подается в верхнюю часть барабана или валка сепаратора и перемещение его через рабочую зону происходит по криволинейной траектории. Совпадение направлений движения материала и магнитной силы в начальный момент способствует максимальному извлечению магнитных минералов в магнитный продукт. При сепарации в режиме извлечения (см. рис. 5.1, в, г) исходный материал подается под барабан, диск или валок сепаратора, а пеэемещение его через рабочую зону происходит по криволинейной или прямолинейной траектории. Прохождение потока материала под магнитной системой обеспечивает наибольшую селективность обогащения, поскольку менее маг­нитные частицы лучше отделяются от магнитных под влиянием относительно большой разделяющей силы. В зависимости от направления движения рабочего органа, исходного питания и продуктов обогащения различают прямоточный, противоточный и полупротивоточный режимы магнитной сепарации. При прямоточном (рис. 5.3. а) режиме направления движения рабочего органа, исходного питания и продуктов обогащения совпадают. Рис. 5.3. Магнитные барабанные сепараторы для мокрого обогащения с прямоточной (а), противоточной (б) и полупротивоточной (в) винной Это позволяет предотвратить забивку или заиливание рабочей зоны, уменьшить износ рабочих поверхностей и энергоемкость процесса, но не обеспечивает максимального извлечения магнитных частиц. В начале рабочей зоны свободная поверхность рабочего органа приходит во взаимодействие с исходным питанием, богатым сильномагнитными частицами, которые и покрывают поверхность, затрудняя притяжение к ней менее магнитных частиц в конце рабочей зоны. При противоточном режиме (рис. 7.3, б) рабочий озган вместе с магнитным продуктом движутся навстречу исходному питанию В этом сл\чае к свободной поверхности рабочего органа в конце рабочей зоны притягиваются сначала под действием магнитной силы менее магнитные частицы, которые прижимаются затем к поверхности сильномагнитными ча­стицами по мере приближения рабочего органа к месту загрузки исходного питания, обеспечивая тем самым максимальное извлечение магнитных частиц. По сравнению с прямоточным недостатками режима являются более высокая энергоемкость процесса (в 1.5—2.0 раза) и интенсивный износ рабочих поверхностей. При полупропшвиточном режиме (рис. 5.3. в) исходное питание подводится к рабочему органу снизу. В этих условиях направления потока питания и магнитной силы совпадают, что обеспечивает эффективное притяжение к поверхности рабочего органа даже очень тонких магнитных частиц. При дальнейшем движении материала навстречу рабочему органу соз­даются благоприятные условия для доизвлечения менее магнитных частиц, как и при противоточном режиме. 5.1.4. Селективность магнитной сепарации Селективность и эффективность разделения минералов при магнитной сепарации возрастают с увеличением различия между их удельными магнитными восприимчивостями χ1 и χ2, однородности поля сепаратора по величине магнитной силы Fм = μ0НgradH, с уменьшением диапазона крупности зерен в исходном материале. Очевидно, что при прочих равных условиях чем больше удельная магнитная восприимчивость, тем с большей силой магнитное поле воздействует на минеральное зерно и наоборот. Отношение χ1 / χ2 разделяемых более магнитного (χ1) и менее магнитного (χ2) зерен получило название коэффициента селективности магнитного обогащения. Чем меньше его значение, тем труднее осуществить разделение минералов. Достичь разделения близких по значению χ, минеральных зерен можно только в однородном по величине магнитной силы поле. Однако магнитные поля современных сепараторов неоднородны не только по напряженности H, но и по магнитной силе. Поэтому при близких значениях χ1 и χ2 разделяемых зерен может оказаться, что Fм1 более магнитного зерна, удаленного от полюса, будет меньше Fм2 менее магнитного зерна, находящегося у полюса, что приведет к взаимному засорению магнитного и немагнитного продуктов. Как показывает практика, для успешного разделения минералов в современных магнитных сепараторах необходимо, чтобы коэффициент селективности магнитного обогащения был не менее 3—5. При широком диапазоне крупности обогащаемого материала в неоднородном по величине магнитной силы поле может оказаться также, что Fм, действующая на мелкие зерна сильно магнитного минерала на участках поля с малой магнитной силой, будет меньше Fм2, действующей на менее магнитные зерна вблизи магнитных полюсов с большим значением магнитной силы поля. В результате этого произойдет загрязнение магнитного продукта крупными зернами менее магнитных минералов и потери тонких зерен более магнитного минерала с немагнитными минералами. Для повышения селективности процесса в таких случаях применяют предварительное грохочение или классификацию исходного материала. Размер отверстий сит при грохочении материала перед сухим обогащением на сепараторах с верхним питанием определяется шагом полюсов (в открытых магнитных системах) или шагом зубцов валка и отношением магнитных восприимчивостей разделяемых минералов (в замкнутых магнитных системах). При этом соотношение размеров наибольшего и наименьшего зерен в классе крупности не должно превышать их «коэффициента удельной равнопритягиваемости». Допустимая разница между верхним и нижним пределами крупности обогащаемого материала возрастает с уменьшением неоднородности поля. При магнитном обогащении сильномагнитных руд и материалов, кроме магнитной восприимчивости частиц, важную роль играют их коэрцитивная сила, остаточная индукция, размагничивающий фактор. От их значений зависит как образование флокул в поле сепаратора или намагничивающего аппарата, так и степень их сохранения после удаления из поля. Образование флокул из магнитных частиц при прохождении через рабочую зону сепаратора способствует получению более бедных по содержанию извлекаемых минералов хвостов, особенно при мокром обогащении. Это объясняется тем, что магнитная восприимчивость флокул вследствие меньшего коэффициента размагничивания выше, а сопротивление водной среды их движению ниже, чем отдельной частицы. На качество же магнитного концентрата образование магнитных флокул сказывается отрицательно, так как в последние захватываются и немагнитные частицы. Образование флокул затрудняет также отделение свободных магнитных зерен от их сростков с немагнитными минералами. 5.2. Классификация и общая характеристика магнитных сепараторов Все магнитные сепараторы состоят из следующих основных узлов: магнитной или электромагнитной системы; питателя для подачи материала в рабочую зону сепаратора; рабочего органа (барабана, диска, валка и др.) для извлечения магнитного продукта и удаления его из рабочей зоны, кожуха или ванны с отделениями для магнитного и немагнитного продуктов. Барабаны, ванны и некоторые другие детали магнитных сепараторов должны быть немагнитными и обладать достаточной механической прочностью и износостойкостью. Конструкции отдельных узлов и режим работы различных типов сепараторов характеризуются большим разнообразием. В зависимости от назначения сепаратора и напряженности магнитного поля все магнитные сепараторы подразделяются на сепараторы со слабым и сильным магнитными полями (рис.5.4 ). В сепараторах со слабым полем напряженностью от 70 до 120 кА/м и силой от 3∙105 до 6∙105 кА2/м3 большое распространение получили магнитные системы из постоянных магнитов (рис.5.4 а). Основным типом рабочего органа для извлечения и транспортирования магнитного продукта из зоны действия магнитной силы (из рабочей зоны) является барабан. Барабанные сепараторы являются основными при обогащении сильномагнитных железных руд. Другие типы магнитных сепараторов со слабым магнитным полем (шкивные, ленточные и др.) в промышленности практически не применяются. Рис. 5.4. Общие виды (разрезы) некоторых типов сепараторов: а - сухой магнитный сепаратор 2ПБС-90/250: 1,5- нижняя и верхняя части корпуса соответственно; 2 - люк смотровой; 3 - делитель; 4,7 -соответственно нижний и верхний магнитные барабаны; б - кожух; 8 -щиток; 9 - крышка; 10-течка; 11 - очиститель; б - магнитный барабанный сепаратор ПБСЦ-63/50: 1 - бункер; 2 -вибропитатель; 3 - барабан; 4 - магнитная система; 5 - разгрузочные бункера; 6 - рама; в - мокрый магнитный сепаратор ПБМ-ПП-90/250: 1 - барабан; 2 - магнитная система; 3 - привод; г -валковый магнитный сепаратор 4 ЭВМ-38/250: 1 - перепускной клапан; 2 - брызгала;3 - привод; 4 - питатель; 5 - магнитная система; 6 -сливные патрубки продуктов разделения; 7 - основание; д - магнитогидростатический сепаратор: 1 - опора магнитной системы; 2-катушка электромагнита; 3 - кювета; 4 - магнитопровод; 5 - полюсные наконечники; 6 - магнитная пластина; 7-разгрузочное устройство В сепараторах с сильным полем — валковых и дисковых — поле напряженностью от 800 до 1600 кА/м и силой от 3∙107 до 1210∙107 кА/м создается электромагнитными системами, в высокоградиентных сепараторах — полиградиентной средой. По сравнению с сепараторами со слабым магнитным полем, они характеризуются более сложной конструкцией, высокой стоимостью, более громоздки и менее производительны. Сепараторы используют при обогащении слабомагнитных железных и марганцевых руд, при обезжелезнении каолиновых, тальковых, графитовых и других неметаллических полезных ископаемых, для доводки и разделения концентратов, получаемых при обогащении руд и россыпей цветных и редких металлов. Увеличение напряженности магнитного поля на всех типах сепараторов приводит к увеличению магнитной силы и наиболее полному извлечению магнитных зерен, в том числе и с более низкой магнитной восприимчивостью. Однако чрезмерное увеличение напряженности поля может привести к ухудшению качества концентрата за счет извлечения в него большого количества сростков магнитных минералов с немагнитными. Недостаточная величина напряженности поля является причиной потерь магнитных минералов с хвостами магнитной сепарации. Получение максимально возможных технологических показателей достигается различной величиной напряженности магнитного поля сепараторов в основных, контрольных и перечистных операциях. Она должна увеличиваться в каждой последующей основной или контрольной операции, чтобы обеспечить получение бедных хвостов, и наоборот уменьшаться в каждой последующей операции перечистки концентрата, чтобы обеспечить необходимое его качество. В зависимости от характера среды разделения минералов магнитные сепараторы делятся на сухие (рис.5.4 а,б) — для обогащения полезных ископаемых в воздушной среде — и на мокрые (рис.5.4 в,г,д)— для обогащения в водной среде. Сухой магнитной сепарации подвергается материал крупностью от 3 до 50—100 мм. При обогащении более мелкого материала наблюдается сильное пылеобразование, резкое ухудшение условий труда и эффективности обогащения вследствие неселективного слипания тонких частиц. Поэтому сухая магнитная сепарация тонкозернистого сильномагнитного материала является исключением, обусловленным наличием особых обстоятельств (например, острым недостатком воды), а слабомагнитного — трудностью создания интенсивного поля в большом объеме при использовании замкнутых магнитных систем. Мокрой магнитной сепарации подвергается материал мельче 3—6 мм, отрицательной особенностью которой является более высокое сопротивление водной среды (по сравнению с воздушной) продвижению как магнитных частиц по направлению действия магнитной силы Fм, так и немагнитных в направлении действия механических сил. Особенно неблагоприятно это сказывается на разделение тонких частиц, в результате чего часть наиболее тонких частиц теряется с немагнитным продуктом. При сухом обогащении с увеличением скорости врашения барабана вследствие возрастания частоты поля и центробежной силы наблюдается повышение качества магнитного продукта (концентрата). При мокром обогащении, наоборот, скорость вращения барабанов или валков должна быть ограничена, так как они, перемещаясь вместе с магнитными частицами, увлекают часть пульпы со взвешенными в ней тонкими немагнитными частицами, и с увеличением скорости их вращения загрязнение магнитного продукта возрастает. Установлено, что при мокром магнитном обогащении магнетитовых руд на барабанных сепараторах в операциях выделения отвальных хвостов скорость вращения барабана должна составлять 1,2—1,4 м/с, а в операциях перечистки магнитного концентрата — 0,8—1,0 м/с. Барабанные и валковые сепараторы могут быть с верхней и нижней подачей питания в рабочую зону. Дисковые сепараторы, предназначенные для и сухой магнитной сепарации, работают с нижней подачей исходного материала; высокоградиентные — для мокрой магнитной сепарации — с верхней подачей питания в рабочую зону. Мокрые барабанные сепараторы в зависимости от направления движения питания, продуктов обогащения и вращения барабана бывают прямоточные, противоточные и полупротиеоточные. Различные типы и исполнения сепараторов обозначают по ГОСТ 10512—78 следующим образом: 1-я буква: Э — электромагнитные; П — с постоянными магнитами; 2-я буква: Б — барабанные; Д — дисковые; В — валковые; 3-я буква: М — для мокрой сепарации; С — для сухой сепарации. Последующие буквы: П — с противоточной ванной; ПП — с полупротивоточной ванной; ГЩ — с противоточной циркуляционной ванной; ППЦ — с полупротивоточной циркуляционной ванной; Ц — работающий в центробежном режиме (с высокой скоростью вращения барабана); В — с верхней подачей питания в рабочую зону. Цифра перед буквами — число рабочих органов, цифры после букв — диаметр (в числителе) и длина (в знаменателе). Например: 4ПБС-63/200 — четырехбарабанный с постоянными магнитами для сухого обогащения, диаметр барабана 63 см и длина 200 см. Максимально допустимая производительность сепараторов определяется их извлекающей, транспортирующей и пропускной способностями, зависящими от параметров рабочей зоны (длины, высоты), а также широты питания (длины барабана, валка). Например, увеличение длины рабочей зоны с увеличением диаметра барабана или валка приводит к улучшению извлекающей способности сепаратора и увеличению его производительности. Увеличение пропускной способности достигается увеличением длины барабана или валка и тем самым широты питания. Уменьшение высоты рабочей зоны приводит к возрастанию напряженности магнитного поля и увеличению извлекающей, но снижению пропускной способности сепаратора наоборот. Высота рабочей зоны определяется в процессе создания конструкции сепаратора и в установленных пределах может изменяться при его технологической наладке. В промышленных условиях производительность сепаратора определяется обычно опытным путем с учетом особенностей вещественного состава обогащаемого минерального сырья. Тема 6. Электрические методы обогащения 6.1. Физические основы электрических методов обогащения 6.1.1. Сущность электрических методов обогащения Электрические методы обогащения основаны на различии электрических свойств разделяемых минералов. Различаясь по электропроводности, диэлектрической проницаемости, контактному потенциалу, трибоэлектрическому, пироэлектрическому или пьезоэлектрическому эффекту, они приобретают при зарядке различную величину или знак заряда и, как следствие, разную траекторию движения в электрическом поле, обеспечивая разделение частиц по их электрическим свойствам или электрическую сепарацию минералов. Зарядка частиц сепарируемого материала может осуществляться контактированием с заряженным электродом, ионизацией в электрическом поле коронного разряда, электризацией трением, изменением температуры, давления и другими способами. Выбором способа зарядки частиц обеспечивается наибольшее различие в электрических свойствах основных разделяемых минералов и тем самым максимальная эффективность электрической сепарации. На каждую заряженную минеральную частицу при сепарации в электрическом поле действуют: • электрическая кулоновская сила Fэ, обусловленная притяжением частицы к противоположно заряженному электроду и отталкиванием ее от одноименно заряженного как в однородном, так и в неоднородном поле. Влияние Рэ на траекторию движения частиц практически нивелируется только в поле переменной полярности из-за механической инерции частиц; • сила зеркального отображения F3, обусловленная взаимодействием остаточного заряда частицы и вызванного этим зарядом на поверхности электрода равного по величине индуктивного заряда. Сила направлена к электроду. По абсолютной величине она значительно меньше Рэ и ее действие заметно лишь вблизи электрода или при соприкосновении с ним; • пондеромоторная сила Fп обусловленная разницей между значениями диэлектрической проницаемости частицы εч и среды εс, в которой осуществляется сепарация. Она стремится вытолкнуть частицу в более слабые участки поля, если εч < εс, и наоборот втянуть при εч > εс. Сила проявляется только в неоднородном поле, в том числе, в отличие от Fэ, и в полях переменной полярности. Она весьма мала в воздушной среде по сравнению с Fэ и достигает больших значений в жидкостях с высокой диэлектрической проницаемостью; • механические силы, основными из которых являются сила гравитационного притяжения ,FГ центробежная сила Fц силы сопротивления среды Fс. Силы молекулярного сцепления частиц между собой и с электродами, сила трения между частицами и электродом для частиц крупнее 0,1 мм, а также инерционные силы, действующие на завершающем этапе сепарации, сравнительно малы и обычно не учитываются. Разделение различно заряженных частиц происходит в результате воздействия на них электрических и механических сил в рабочей зоне сепаратора. Соотношение сил и эффективность разделения при этом будут зависеть от различия электрических свойств разделяемых минералов, изменения напряженности электрического поля во времени (постоянное или переменное) и пространстве (однородное или переменное), наличия движущихся носителей заряда (ионов, электронов), вида среды разделения (газ или жидкость) и характера движения материала в рабочем пространстве электрических сепараторов. В сепараторах с криволинейным транспортирующим электродом барабанного типа (рис. 6.1, а) процесс разделения минералов происходит в воздушной среде. Рис. 6.1. Векторные диаграммы сил, действующих на частицы в сепараторах: а, б — барабанном электростатическом; в — плоскостном электростатическом; г — камерном электростатическом; д — диэлектрическом; 1 — положительно заряженная частица; 2 — отрицательно заряженная частица Неоднородное электростатическое или электрическое поле постоянной полярности напряженностью до 10 кВ/см создается между барабаном и отстоящим от него на некотором расстоянии вторым электродом или системой электродов. Электрическая сила Fэ будет прижимать к барабану частицы, имеющие знак заряда, противоположный знаку полярности барабана, и отталкивать от него одноименно заряженные частицы. Сила зеркального отображения F3, направлена к центру барабана, удерживая частицы на его поверхности. Центробежная сила Fц, наоборот, стремится оторвать частицы от поверхности. Гравитационная сила Fг действует вертикально вниз, ее составляющие зависят от угла поворота барабана. Пондеромоторная сила Fп направлена от центра барабана, поскольку диэлектрическая проницаемость минералов больше, чем воздуха, и концентрация силовых линий поля повышается в направлении ко второму электроду. Однако сила Fп, как и сила сопротивления воздушной среды Fс для зернистых частиц в рабочей зоне сепаратора, относительно невелика и их можно не учитывать. Результирующая сила F, определяющая траекторию движения частиц в электрическом поле сепаратора, является векторной суммой основных взаимодействующих сил: В сепараторах с плоским транспортирующим электродом (рис. 6.1, в) между ним и расположенным сверху вторым электродом или системой электродов создается электрическое или электростатическое поле напряженностью 2—4 кВ/см. Результирующая сила F, определяющая траекторию разделяемых частиц, складывается из электрической силы Fэ, силы зеркального отображения Fз, и гравитационной силы Fг, вызывающих движение частиц по плоскости и существенно влияющих на разделение минералов, резко различающихся по форме: Силами Fс и Fп, как и в первом случае, можно пренебречь. В камерных сепараторах (рис. 6.1, г) электростатическое поле постоянной полярности напряженностью 2 — 4 кВ/см создается между пластинчатыми электродами. Разделение частиц, обладающих различными зарядами, осуществляется в процессе их свободного падения между электродами. При этом движение частиц в горизонтальном направлении определяется в основном электрической силой Fэ, вызывающей притяжение частиц к противоположно заряженному электроду и отталкивание их от одноименного электрода. Сила F3 начинает проявляться только при приближении частиц к одному из них, поэтому, как и сила Fп, практически не влияет на их разделение. В вертикальном направлении на каждую частицу будут действовать разнонаправленные силы тяжести FГ и сопротивления среды Fп. Разделение минералов в непроводящей жидкости в диэлектрических сепараторах (рис. 6.1, д) происходит в резко неоднородном электрическом поле переменной полярности напряженностью до 5 кВ/см. Определяющей процесс силой в этих условиях является пондеромоторная сила Fп . Под ее действием частицы с диэлектрической проницаемостью ε2, большей εс, втягиваются в область поля наибольшей напряженности у электрода с малым радиусом кривизны, тогда как частицы с ε2, меньшей εс, выталкиваются из этой области. Из механических сил влияют на разделение частиц силы тяжести FГ и сопротивления среды как в вертикальном Fс, так и горизонтальном, F'с направлении. 6.1.2. Методы улучшения селективности электрической сепарации Селективность разделения заряженных частиц при электрической сепарации в воздушной среде улучшается: • подсушкой материала до состояния сыпучести, чтобы предотвратить слипание частиц; • обеспыливанием, предотвращающим обволакивание пылевидными частицами более крупных; • реагентной и термической обработкой, вызывающей изменение в нужном направлении электрических свойств разделяемых минералов; • классификацией по крупности, так как при неклассифицированном материале центробежные силы, пропорциональные кубу диаметра частиц (или их массе), могут нивелировать действие электрических сил, пропорциональных квадрату диаметра частиц (или их поверхности). Максимальная крупность зерен при этом не может превыцшть 5 мм. Наиболее часто электрической сепарации подвергают материалы крупностью от 3 до 0,05 мм, обогащение которых другими методами (магнитными, флотационными, гравитационными и др.) недостаточно эффективно из-за близости свойств разделяемых минералов (магнитных, физико-химических, плотности и др.), экономически невыгодно или неприемлемо с экологической точки зрения (например, в маловодных районах). При электрической сепарации используются главным образом различия минералов в электропроводности, диэлектрической проницаемости, электризации трением и при изменении температуры. Сепарация на основе пьезо- и фотоэлектрического эффекта, униполярной проводимости и других электрических свойств не нашла пока практической реализации. Электрические сепараторы состоят из трех основных частей: зарядного устройства, или электризатора, в котором заряжаются минеральные частицы; собственно сепарирующей части, в которой производится разделение частиц; высоковольтного агрегата. Они отличаются низкой энергоемкостью, не используют промышленную воду, не загрязняют воздушную среду, поддаются полной автоматизации и управлению. 6.2. Разделение минералов по электропроводности 6.2.1. Подготовка материала к электрической сепарации Целью подготовительных операций является увеличение разницы в объемной или поверхностной проводимости минералов и, следовательно, эффективности их разделения при электрической сепарации, которая достигается обычно изменением влажности материала, реагентной, механической, химической или термическоиобработкой. Подсушку материала до полного удаления поверхностной влаги проводят, если разделяемые минералы существенно различаются значениями объемной электропроводности, но являются гидрофильными, поскольку увеличение влажности приводит к резкому возрастанию поверхностной проводимости обоих минералов, сближающему значения их общей элек­тропроводности. При электрической сепарации, например редкометалльных концентратов, подсушка осуществляется подогревом материала непосредственно в бункере, на распределительном лотке и электроде (барабане) сепаратора. Наоборот, при разделении минералов с близкой объемной электропроводностью, но резко различной степенью гидрофильности или гидрофобноти их поверхности увеличение различия в общей электропроводности минералов достигается повышением влажности материала, вызывающим значительное возрастание поверхностной электропроводности только гидрофильного минерала. Так. повышение влажности до 4—7 % при сепарации алмазсодержащих концентратов вызывает резкое увеличение поверхностной проводимости только гидрофильных минералов породы; у гидрофобного алмаза она остается незначительной. Обработка материала реагентами производится при близких значениях объемной электропроводности и степени гидрофильности разделяемых минералов. Целью ее является разнонаправленное изменение поверхностных свойств разделяемых минералов и, как следствие, их поверхностной электропроводности за счет: • избирательной адсорбции органических поверхностно-активных веществ, вызывающей гидрофобизацию поверхности и уменьшение электропроводности, например извлекаемого минерала. Так, при обработке пирохлора и циркона алифатическими аминами гидрофобизируется поверхность только циркона и во влажном воздухе появляется заметная разница в их электропроводности; • избирательной адсорбции неорганических реагентов на поверхности извлекаемых минералов, приводящей к их гидрофилизации, появлению дополнительных носителей заряда — подвижных ионов — и увеличению электропроводности, как, например, при обработке кварца хлоридами калия или натрия; • образования под действием реагентов на поверхности извлекаемых минералов пленки нового вещества, обладающего другой электропроводностью, например, хорошо проводящей сульфидной пленки на поверхности слабопроводящих малахита или церуссита. Обработку материала реагентами перед электрической сепарацией производят сухим способом (парами реагентов, распылением раствора) или в водной среде с последующими обезвоживанием и сушкой его, как, например, при доводке флотационных или гравитационных концентратов, когда вспомо­гательные операции по обезвоживанию технологически оправданы. Удаление пленок вторичных образований с поверхности разделяемых минералов с целью восстановления их первичных электрических свойств осуществляется обычно промывкой или интенсивной механической оттиркой. Гораздо реже применяют химические способы очистки: растворение или выщелачивание загрязняющих поверхность вторичных образований. При термической обработке различие в электропроводности достигается за счет неодинакового изменения проводимости минералов при нагревании. При этом каждой минеральной паре отвечает свой оптимальный интервал температуры, обеспечивающий наибольшую разницу в их электропроводности. Восстановительный или окислительный обжиг, сопровождающийся структурными превращениями минералов и фазовыми изменениями имеющихся в них изоморфных примесей железа, титана, марганца и других металлов, приводит к необратимым изменениям электропроводности минералов. 6.2.2. Электрические сепараторы и принципы их работы Разделение минералов по электропроводности производится в воздушной среде в неоднородном электрическом поле постоянной полярности в электростатических, коронно-электрических и коронно-электростатических сепараторах преимущественно барабанного типа. При электрической сепарации в электростатических сепараторах (рис. 6.2, а) исходный материал из бункера 1 подается на заряженный вращающийся барабан 2. Рис. 6.2. Схемы электростатического (а), коронно-электрического (б) и коронно-электростатического (в) сепараторов При контакте с ним частицы минералов-проводников сразу же приобретают одноименный заряд, отталкиваются от него под действием кулоновских сил и, двигаясь по криволинейной траектории, попадают в приемник 6. Частицы непроводящих минералов, наоборот, прилипают под действием сил зеркального отображения к поверхности барабана и счищаются с него щеткой 3 в приемник 4. Частицы промежуточной электропроводности и сростки минералов-проводников с непроводящими минералами падают по траектории, определяемой в основном механическими силами, и попадают в приемник 5. Качество продуктов регулируют положением шиберов 5. Для увеличения отклонения частиц минералов-проводников и улучшения селек­тивности сепарации параллельно барабану устанавливается отклоняющий электрод 7 противоположной полярности. Повышению эффективности разделения способствует также классификация материала на узкие классы крупности и увеличение различия в электропроводности разделяемых минералов в процессе подготовки материала к электрической сепарации. При электрической сепарации в коронно-электрических сепараторах (рис. 6.2, б) материал из бункера 1 поступает на вращающийся металлический заземленный барабан — осадительный электрод 2 — и транспортируется им в зону действия коронирующего электрода 9, установленного параллельно обра­зующей осадительного электрода. Коронирующий электрод представляет собой устройство из туго натянутых нихромовых проволок толщиной 0,25— 0,40 мм, тонкостенных трубок с врезанными в них лезвиями толщиной 0,1 мм или систему игл, направленных остриями в сторону осадительного электрода. Под действием высокого напряжения (до 50 кВ), подаваемого на коронирующий электрод, вокруг него образуется (за счет частичного пробоя) поле коронного разряда, вызывающее ионизацию молекул воздуха. Образующиеся ионы, имеющие одинаковую полярность с коронирующим электродом, движутся под влиянием электрического поля к осадительному электроду, сталкиваются с минеральными частицами и заряжают их. Если частица является проводником, то она легко передает почти весь свой заряд осадительному электроду и центробежной силой сразу же сбрасывается с него в приемник 6. Заряженные в поле коронного разряда частицы непроводящих минералов, наоборот, очень медленно разряжаются на осадительном электроде и, сохраняя значительный заряд, удерживаются на нем силами зеркального отображения, выносятся при вращении барабана из зоны действия коронирующего электрода и счищаются щеткой 3 в приемник 4. Чем меньше электропроводность частиц и выше контактное сопротивление между ними и осадительным электродом, тем больше величина остаточного заряда, сила притяжения их к поверхности барабана и тем дальше оказываются они от зоны отрыва частиц с высокой электропроводностью. Частицы с промежуточной электропроводностью разряжаются быстрее непроводящих, но медленнее проводящих частиц и, отрываясь от поверхности осадительного барабана в нижней его части, попадают в приемник 5. Промышленные коронно-электрические сепараторы (ИГД, Карпко, ФИА, Стартевант и др.) состоят из 2—4 аналогичных секций, расположенных обычно одна над другой и обеспечивающих тем самым возможность перечистки продуктов сепарации. Коронно-электростатические сепараторы (рис. 6.2, в) отличаются от коронно-электрических (см. рис. 6.2, б) наличием дополнительного цилиндрического отклоняющего электрода 10, имеющего одинаковый с коронирующим электродом 9 потенциал, что приводит к созданию параллельно с полем коронного разряда неравномерного электростатического поля высокой напряженности. Если частица обладает достаточно хорошей электропроводностью, то электрическая сила статического поля будет влиять на увеличение скорости стекания остаточного заряда и более быстрый отрыв частицы от поверхности осадительного электрода. Большему отклонению ее от барабана будет способствовать пондеромоторная сила, возникающая в неравномерном электростатическом поле и действующая в направлении отклоняющего электрода. В случае плохой электропроводности частицы стекание остаточного заряда с нее будет проходить очень медленно и электростатическое поле будет прижимать частицу к осадительному электроду. Таким образом, содействуя разделению проводящих и непроводящих частиц, электростатическое поле может существенно повысить эффективность электрической сепарации. Поэтому коронно-электростатические сепараторы получили наиболее широкое распространение в практике обогащения по­лезных ископаемых. К барабанным коронно-электростатическим сепараторам относятся ЭКС-1250 (рис. 6.3, а), ЭКС-3000, СЭС-2000 (рис. 6.3, б), СЭС-1000; к пла­стинчатым — сепаратор ПЭСС (рис. 6.3, в). Барабанный сепаратор ЭКС-1250 (рис. 6.3, а) состоит из загрузочного бункера 1 с электрическим подогревателем 2, питателя 3 и двух одинаковых каскадов сепарации. Каждый каскад включает коронирующий 5, отклоняющий 6, осадительный, 7 электроды, экранирующую шторку 4, щетку 11, питающий лоток 12 и отсекатели 8. Корпус 10 сепаратора обшит листовым железом, в нижней части его расположены приемники 9 для продуктов сепарации. Верхний каскад предназначен для основной операции разделения, нижний — для перечистных операций. Величина загрузки нижнего каскада и качество продуктов сепарации регулируются отсекателями. Рис. 8.3. Схемы коронно-электростатических сепараторов ЭКС-1250 (а), СЭС-2000 (б) и ПЭСС (в) Секционный коронно-электростатический сепаратор барабанного типа СЭС-2000 (рис. 8.3, б) состоит из восьми блоков. Каждый блок представляет собой самостоятельный рабочий аппарат и включает в себя питающий бункер 1, коронирующий 2, отклоняющий 3 и осадительный 4 электроды, щетку 6 и отсекатель 5. Загрузка верхних блоков сепаратора осуществляется при помощи барабанно-щелевых питателей. Нижние блоки имеют приемные бункера. Преимуществом секционных сепараторов, по сравнению с сепараторами ЭКС, является возможность компоновки в одном сепараторе различных технологических схем с получением конечных продуктов обогащения. Пластинчатый коронно-электростатический сепаратор ПЭСС собирается из 88 последовательно-параллельно соединенных ячеек. В каждой ячейке (рис. 6.3, в) верхний клинообразный электрод 3 и нижний цилиндрический электрод 4, разделенные изолятором 5. подключаются к разноименным полюсам высоковольтного генератора. Нагретый до температуры 80—120 °С концентрат поступает через питатель 1 на заземленный пластинчатый электрод 2, по которому попадает в межэлектродное пространство, где минералы-проводники приобретают больший индуктивный заряд, чем минералы-диэлектрики, отклоняются к верхнему электроду 3 и попадают в приемник 6. Минералы-диэлектрики, наоборот, отклоняются в сторону нижнего электрода 4 и попадают в приемник 7. Качество получаемых продуктов регулируется отсекателем 8. 6.2.3. Основные факторы, влияющие на процесс электрической сепарации Эффективность процесса электрической сепарации определяется различием разделяемых минералов в значениях электропроводности, конструкциях и принципах работы сепаратора, особенностями вещественного состава минерального сырья и способом подготовки его к сепарации, технологическим режимом ведения процесса. Чем больше разница в значениях электропроводности разделяемых минералов, тем значительнее отличаются они скоростью зарядки (на заряженном электроде) и разрядки (на осадительном электроде), величиной остаточных зарядов и траекторией движения в рабочем пространстве сепаратора, тем легче осуществить их разделение. Электрическая сепарация минералов по электропроводности широко применяется при доводке титаноциркониевых, танталониобиевых, оловянно-вольфрамовых, алмазсодержащих, магнетитогематитовых концентратов, а также при обогащении гематитовых и смешанных железных руд. Качество получаемых продуктов при сепарации зависит от содержания разделяемых минералов в исходном материале. Чем меньше в нем содержание непроводников, тем выше качество получаемой фракции проводящих минералов, и наоборот, при большом содержании непроводников для получения необходимого качества проводящей фракции требуется несколько перечистных операций. На качество конечных продуктов и эффективность сепарации существенное влияние оказывает также степень постоянства содержания, примесей в разделяемых минералах. Например, увеличение содержания включений железосодержащих минералов в непроводящем цирконе может настолько увеличить его электропроводность, что он начинает переходить в проводящую фракцию. Эффективность процесса и качество продуктов сепарации ухудшаются при увеличении содержания пылевидных частиц в исходном материале, поэтому перед электросепарацией материал подвергается обычно тщательному обеспыливанию. С увеличением крупности частиц возрастает не только величина заряда, получаемого в поле коронного разряда или на заряженном барабане, но и центробежная сила, отрывающая их от поверхности барабана, Это затрудняет четкое разделение зерен при сепарации материала широкого диапазона крупности. Крупная непроводящая частица при этом может оторваться от барабана одновременно с более мелкой проводящей частицей и, наоборот, очень тонкие проводящие частицы попадут в непроводящую фракцию. Технологические показатели значительно улучшаются при электросепарации узко классифицированного материала. С увеличением скорости вращения барабана сепаратора и ростом центробежной силы улучшаются условия для выделения проводников. Однако ее чрезмерное увеличение может привести к переходу в проводящую фракцию и тех непроводящих частиц, которые не смогут уже удерживаться на барабане силами электрического притяжения. При слишком малой скорости вращения барабана также наблюдается повышенное засорение проводящей фракции непроводниками, успевающими отдать свой заряд осадительному электроду. В зависимости от исходного материала частота вращения барабана диаметром 140—350 мм изменяется от 30 до 500 об/мин. Важным параметром регулирования процесса электросепарации является напряжение на электродах, с увеличением которого возрастает разница в зарядах проводящих и непроводящих частиц и улучшаются результаты их разделения. Величина напряжения на коронирующем электроде в современных сепараторах находится в пределах 35—50 кВ, максимальный ток в межэлектродном пространстве — около 50 мА. Регулировать процесс электросепарации можно также изменением расстояния между электродами — уменьшая его, увеличивают ток короны, и наоборот. Расстояние между электродами устанавливают в процессе отработки режима сепарации и не изменяют, как правило, при работе. Производительность каждой ячейки сепаратора зависит от длины барабана, изменяющейся в разных сепараторах от 800 до 3000 мм, и скорости его вращения. Увеличивая скорость вращения, можно повысить производительность сепаратора, однако качество продуктов сепарации может ухудшиться. 6.3. Трибоэлектрическая сепарация 6.3.1. Общая характеристика трибоэлектрической сепарации Трибоэлектрическая сепарация основана на использовании трибоэлектрического эффекта и применяется в основном для разделения обладающих низкой электропроводностью минералов и веществ с диэлектрическими и полупроводниковыми свойствами. Сущностью явления электризации трением является переход носителей электрических зарядов от одного контактирующего тела к другому вследствие различной концентрации в них носителей заряда. Возникающий на границе соприкосновения тел поток электронов или дырок продолжается до установления их равновесной концентрации и выравнивания потенциалов соприкасающихся тел. Направление перехода носителей зарядов определяется соотношением величин работы выхода электрона контактирующих частиц. При относительно высоком значении работы выхода электроны приобрета­ются и тело заряжается отрицательно, при низком значении — электроны теряются и тело заряжается положительно. 6.3.2. Способы электризации частиц при сепарации На практике электризация частиц трением осуществляется двумя способами: • многократным соприкосновением всех частиц с поверхностью транспортирующего лотка или наклонной плоскости, выполняющих роль электризатора. Способ контактной электризации обеспечивает возможность селективной зарядки путем подбора соответствующих электризующих поверхностей, однако из-за необходимости монослойного прохождения материала при электризации имеет ограниченную производительность; • контактом частиц минералов между собой при перемешивании их во вращающемся барабане или ином устройстве, обеспечивающем интенсивное соударение. Способ обеспечивает высокую производительность, но имеет ограниченные возможности регулирования процесса зарядки частиц. Для изменения электрических свойств минералов при подготовке материала к трибоэлектрической сепарации применяют: • термическую обработку, являющуюся основным способом подготовки материала к сепарации, поскольку при комнатной температуре возникающие контактные заряды незначительны. Материал перед сепарацией нагревают обычно до 50—300 °С с учетом оптимальной температуры нагрева для каждой пары разделяемых минералов; • обработку реагентами, сопровождающуюся при их закреплении на поверхности минералов резким изменением концентрации свободных носителей электрического заряда и работы выхода электрона. Селективной физической сорбцией или хемосорбцией реагентов на одном из минералов можно добиться изменения не только величины, но и знака заряда, возникающего на нем при контактной электризации; • радиационное воздействие, вызывающее активизацию примесных уровней и увеличение концентрации носителей зарядов в зоне проводимости минералов. Например, при облучении излучением с длиной волны от 10-6 до 1,5∙10-2 м и интенсивностью 0,7—0,9 В/см2, контактный заряд силикатных минералов увеличивается в несколько раз. 6.3.3. Сепараторы и принципы их работы Трибоэлектрическая сепарация осуществляется в воздушной среде в электрическом поле постоянной полярности, которое может быть однородным и неоднородным. Используют в основном многокаскадные сепараторы барабанною, лоткового, камерного и трубчатого типов. Зарядное устройство в них часто отделено от сепарирующей области. В сепараторах (СЭП-1, СЭП-2, СЭС-2000С, «Джонсон», ЭСК-2000) барабанного типа (рис. 6.4, а) разделение происходит в электростатическом неоднородном поле постоянной полярности напряженностью 2—4 кВ/см, создаваемом между металлическим заземленным электродом 1 и цилиндрическим вращающимся (или статическим в виде параллельных дуг) электродом 2, на который подается высокое напряжение (15—50 кВ). Рис. 6.4. Схемы многокаскадных трибоэлектрических сепараторов «Джонсон» (а) и СТЭ (б) Полярность напряжения и материал электродов (медь, латунь, нержавеющая сталь) подбираются с учетом знака заряда, приобретаемого минералами при электризации, и характера контактных явлений, происходящих между частицами и барабаном. При диаметре барабана 150— 300 мм, длине 1000—2000 мм и частоте вращения 40—400 об/мин произво­дительность сепаратора составляет 4—12 т/ч по исходному питанию при крупности его до 3 мм. Сепараторы применяются для разделения полевых шпатов и кварца, при обогащении фосфоритов, вермикулита и других материалов. В трехсекционных, двухкаскадных сепараторах СТЭ лоткового типа (рис. 6.4, б) материал из питателя 1 щелевого типа поступает на две заземленные латунные плоскости 2 и 3. При движении по плоскости зерна различных минералов электризуются за счет трения о плоскость и между собой, приобретая разные по величине и знаку заряды, и попадают в электростатическое поле напряженностью 3,5—4,5 кВ/см, создаваемое статическими электродами 4 и 5, один из которых заземлен, а другой подключен к высоковольтному источнику тока. При свободном падении в межэлектродном пространстве траектория движения частиц изменяется в зависимости от величины и знака остаточного заряда, напряжения на заряженном электроде (достигающего 20 кВ), градиента напряженности поля, а также плотности и крупности частиц. Производительность сепаратора при обогащении материала крупностью -0,3 +0,074 мм составляет около 6 т/ч. Сепараторы предназначены для использования в схемах обогащения руд цветных и редких металлов, горно-химического, керамического, абразивного, оптического и других типов сырья, разделяемые минералы которых обладают близкими электрическими характеристиками. Трубчатые сепараторы свободного падения (рис. 6.5, а), используемые, например, в калийной промышленности Германии, состоят из двух разноименно заряженных рядов вертикальных труб 4, имеющих верхнее 2 и нижнее б шарнирные крепления, и вращающихся вокруг своей оси под действием привода 3. От налипающей на них пыли они освобождаются неподвижными щетками 5. Максимальная напряженность электрического поля сепаратора 4—5 кВ/см. Рис. 8.5. Схемы сепараторов: а —трибометрического трубчатого свободного падения: б — пневмоэлектрического Из бункера 1 разделяемые минералы (галит и сильвин), имеющие разные заряды, поступают в рабочую зону и, притягиваясь в свободном падении к соответствующему ряду разноименно заряженных труб, попадают в приемники 7. Качество получаемых продуктов регулируют шиберами 8. Сепараторы характеризуются высокой производительностью [20 —30 т/(ч∙м)], однако требуют значительной высоты (более 10 м) помещения и по производительности на единицу занимаемого объема уступают барабанным сепараторам. Основной особенностью конструкции пневмоэлектрического сепаратора (рис. 6.5, б) камерного типа является трибоэлектрическая зарядка тонкоизмельченных частиц при транспортировании их газовым потоком. Успешная работа сепаратора осуществляется ускоренным движением пылегазового потока в зоне 2 трибоэлектризации и спокойным движением в зоне разделения между заземленными электродами 1 и электродом, подключенным к источнику 3 высокого напряжения. Делителями 4 продукты разделения направляются в циклоны для хвостов 5, промпродукта 6 и концентрата 7. Сепаратор показал хорошие результаты сепарации промпродуктов и доводки концентратов, полученных при магнитном обогащении окисленных труднообогатимых железных руд. 6.4. Пироэлектрическая и диэлектрическая сепарация 6.4.1. Пироэлектрическая сепарация Пироэлектрическая сепарация основана на свойстве группы минералов (турмалина, каламина, борацита и др.) поляризоваться при нагревании и охлаждении из-за различных коэффициентов теплового расширения их по разным осям кристаллов. Неодинаковые напряжения, возникающие в таких кристаллах, вызывают образование локальных разноименных зарядов на противоположных концах кристалла. Если один из разделяемых минералов обладает способностью к пироэлектрической поляризации, то при создании резкого температурного перепада он получит электрический заряд, а остальные минералы останутся незаряженными. Разделение минералов в пироэлектрических барабанных сепараторах (рис. 6.6, а) производится в неоднородном электростатическом поле постоянной полярности. Материал после нагревания в бункере 1 нагревателями 2 поступает на вращающийся барабан 3, охлаждаемый водой. Рис. 6.6. Схемы пироэлектрического (а) и диэлектрического (б) сепараторов Минералы, склонные к пироэлектрической электризации, заряжаются при перепаде температур и удерживаемые на барабане силой зеркального отображения выносятся в приемник 4. Минералы, не обладающие пироэлектрическим эффектом, попадают в приемник 5, сростки — в приемник 6. 6.4.2. Диэлектрическая сепарация Диэлектрическая сепарация осуществляется в жидкой среде, диэлектрическая проницаемость которой является промежуточной между диэлектрическими проницаемостями разделяемых минералов. В качестве среды используются обычно парные смеси из бензола, нитробензола, керосина, толуола, гексана, ацетона и других веществ. Сепарацию применяют в схемах обогащения руд редких металлов. Диэлектрический сепаратор (рис. 6.6, б) состоит из ванны 7, заполняемой жидким диэлектриком, системы электродов 2, между которыми создается неоднородное электростатическое поле напряженностью до 5 кВ/см переменной полярности промышленной частоты. Знаки зарядов тонких параллельных наклонных цилиндрических электродов чередуются в вертикальном и горизонтальном направлениях, чтобы исключить влияние свободных зарядов. Исходный материал подается в рабочее пространство сепаратора сверху. Частицы с более высокими диэлектрическими проницаемостями и проводимостями притягиваются к электродам, а затем сползают к приемнику 3. Частицы с более низкой, чем у среды, диэлектрической проницаемостью свободно проходят через щели между электродами и поступают в приемник 4. Производительность сепаратора не превышает десятков кг/ч. Пироэлектрическая и диэлектрическая сепарации имеют пока ограниченное применение в промышленности. Тема 7. Радиометрические методы обогащения 7.1. Общая характеристика процессов радиометрического обогащения Современная горно-геологическая ситуация России такова, что минерально-сырьевая база страны текущего столетия будет характеризоваться истощением запасов крупных месторождений с относительно высоким качеством полезных ископаемых, в связи с интенсивным освоением недр в течение всего 20-го столетия. Это обстоятельство вызывает необходимость осваивать месторождения с более низким содержанием полезных компонентов, вовлекать в разработку так называемые малые месторождения (мелкие по объему, но с высоким содержанием ценных компонентов), проводить на уже разрабатываемых месторождениях доработку забалансовых запасов некондиционных руд, сохраненных в недрах, вовлекать в переработку техногенные месторождения, представляющие собой отвалы и хвосты процессов обогащения, образовавшиеся за все время эксплуатации месторождений. При такой ситуации становится очевидной необходимость дополнения традиционных подходов в обогащении новыми методами, позволяющими повысить не эффективность получения товарных концентратов в процессе переработки полезных ископаемых. На вышеперечисленных объектах минерального сырья необходимо тщательно подходить к выбору методов обогащения. По предложению чл.-корр. АН СССР В.И.Ревнивцева [17] качественно новые изменения следует вносить, прежде всего, на стыках процессов и переделов составляющих общую технологию получения товарных продуктов из минерального сырья. Уровень развития любой горной технологии, направленной на получение из полезного ископаемого качественного продукта, во многом определяется селективностью методов диагностики ценных компонентов минерального сырья, применяемых при обогащении. Успехи, достигнутые во второй половине двадцатого столетия при изучении процессов взаимодействия различных видов излучений с веществом, позволили приступить к использованию ядерного и электромагнитного излучения для повышения селективности методов обогащения полезных ископаемых. При взаимодействии излучений с минералами происходят следующие процессы: поглощение первичного излучения, его рассеяние (отражение) и испускание вторичного излучения различной природы. Интенсивность каждого из этих явлений зависит как от природы минерала, так и от вида первичного излучения. Поэтому, применяя различные виды излучений, можно значительно увеличить количество и селективность методов диагностики ценных компонентов минерального сырья. Это создает предпосылки для решения сложных задач, которые не удавалось решить ранее. Методы, основанные на взаимодействии различных видов излучений с веществом, называются радиометрическими методами [1]. С их помощью можно решать различные технологические задачи переработки руд, включая предварительную концентрацию (предконцентрацию) горной массы. Для предконцентрации добытой горной массы с целью формирования рудного потока и его обогащения могут использоваться гравитационные (отсадка и тяжелые суспензии) и радиометрические методы. Однако, радиометрические методы в ряде случаев, когда нет резкого разделения по плотности ценных минералов и пустой породы, будут иметь преимущество над гравитационными методами. Например, из 250 месторождений руд цветных и редких металлов, обследованных сотрудником института Механобр Ю.С. Бадеевым [8], целесообразность обогащения в тяжелых суспензиях установлена только для 39 месторождений. Приоритет в применении радиометрических методов в обогащении минерального сырья принадлежит нашей стране. Еще в тридцатых годах прошлого столетия один из радиометрических методов - люминесцентный, предложенный сотрудником Всесоюзного института минерального сырья (ВИМС) М.Е. Богословским, применялся при изучении обогатимости алмазосодержащего сырья, а, начиная с 70-х годов, первые радиометрические сепараторы стали работать как на отечественных, так и на зарубежных алмазных обогатительных фабриках [1]. Большой скачок в развитии радиометрических методов в обогащении произошел в сороковых годах, когда началось промышленное освоение нового для того времени вида минерального сырья - естественно-радиоактивных руд [18]. Специалисты нашей страны разработали метод обогащения, основанный на регистрации естественной активности руд, создали аппаратуру и внедрили в промышленность еще до того, как за рубежом появились первые публикации об этом методе. Большой вклад в развитие теории радиометрического обогащения и разработку принципов конструирования аппаратуры внесли такие выдающиеся ученые и инженеры нашей страны, как Г.Р. Гольбек, В.А. Мокроусов, В.А. Лилеев, О.А., Архипов, В.И. Ревнивцев, Л.П. Старчик, В.В. Новиков, Б.С. Горобец, А.П. Татарников, Б.С. Лагов, А.И. Левитин, Э.Г. Литвинцев, Е.Н. Гулин, В.В.Зверев и др. Своими работами они доказали, что для обогащения полезных ископаемых можно использовать различные виды излучения в широком диапазоне энергий от ядерного излучения до радиоволн. Радиометрические методы, применяемые при предконцентрации и обогащении минерального сырья, разделяется на два вида [1]: 1) радиометрическая крупно порционная сортировка; 2) радиометрическая сепарация. Радиометрическая крупнопорционная сортировка производится без какой-либо предварительной подготовки на основе измерения интенсивности взаимодействия излучения с крупными объемами горной массы, загруженные в различные транспортные емкости — ковши экскаваторов, вагонетки автосамосвалы, скипы и т.д. По результатам измерений определяются средние содержания полезных компонентов в каждой емкости и в зависимости от ее качества, порции направляются в тот или иной продукт сортировки. Радиометрическая сортировка является высокопроизводительным процессом. Однако ее эффективность зависит от характера распределения полезного ископаемого. Если оно распределено достаточно неравномерно, то эффективность сортировки будет высока. В противном случае добиться удовлетворительных технологических показателей не удается. Радиометрическая сепарация - это разделение горной массы, представляющей собой кусковой материал определенного класса крупности. Как правило, модуль класса не превышает 2 единиц. Разделение производится на специальных аппаратах - радиометрических сепараторах. С их помощью разделяются куски крупностью до 200-250 мм (в отдельных случаях до 300мм). Нижний предел крупности сепарируемого минерального сырья зависит, с одной стороны, от применяемого метода и уровня его развития, с другой стороны, от свойств кусков горной массы. В настоящее время технически возможно разделять рудный материал крупностью до 1 мм. Необходимо отметить, что с уменьшением крупности разделяемого материала снижается и производительность сепараторов. На сегодняшний день известен метод повышения производительности радиометрического разделения горной массы крупностью менее 3 мм миллиметров. Этот метод базируются на процессе мелкопорционной сепарации. Разделяемый материал распределяется монослоем по поверхности транспортирующего устройства, а облучение и регистрация интенсивности взаимодействия излучения с сепарируемым материалом осуществляется с некоторой площади, занимаемой горной массой на транспортирующем устройстве. Тем не менее, нижний предел крупности кусков устанавливается, исходя из экономических предпосылок. Наиболее часто нижний предел сепарируемого материала составляет 20-25 мм. Поэтому горную массу, как правило, разбивают на следующие классы крупности: -200+100, -100+50, -50+25 (20) мм или -250+150, -150+75, -75+35, -35+20 мм. Сепарация горной массы этих классов крупности называется крупнокусковой сепарацией. Необходимо отметить, что радиометрическая сепарация может использоваться не только для предконцентрации руд, но и непосредственно как обогатительная операция с получением готового концентрата. Использование радиометрической сепарации на отбитых рудах Восточного фланга Северного рудного тела месторождения Заполярное и Северного рудного тела месторождения Котсельваара позволяет выделить более 20% богатой, содержащей 3,5-4,3 % Ni и 1,5-1,9 % Си, руды, которая, минуя флотационный передел, может быть направлена непосредственно в плавцех . Применение процессов предконцентрации на информационной основе радиометрических методов сортировки и сепарации горной массы, во многих случаях позволяет вовлекать в эксплуатацию значительную часть забалансовых и некондиционных руд и в то же время, в некоторой степени, сокращать объем, подаваемых на глубокое обогащение, руд; снизить долю тонкоизмельченных хвостов и устранить ряда других трудностей. С помощью радиометрических методов сортировки и сепарации можно создавать эффективную ресурсосберегающую технологию переработки минерального сырья, обеспечивающую полное и комплексное использование полезных ископаемых. Следовательно, опираясь на информационную базу радиометрических методов обогащения минерального сырья, можно успешно решать актуальные задачи переработки руд. 7.2. Классификация радиометрических методов обогащения руд Все радиометрические методы обогащения полезных ископаемых классифицированы на группы по физическим процессам, лежащим в основе этих методов, в соответствии с физическими теориями, которые описывают процессы взаимодействия излучений с веществом. Наиболее распространенные до настоящего времени радиометрические методы обогащения полезных ископаемых можно подразделить на следующие группы:  методы определения элементного состава полезных ископаемых по спектрометрии вторичных излучений, возникающих в веществе горных пород и руд при взаимодействии первичных ионизирующих излучений с атомами и ядрами, входящими в их состав;  методы определения естественной радиоактивности пород, содержащих радиоактивные элементы;  люминесцентные методы выделения полезных компонентов, основанные на способности минералов, входящих в состав полезных ископаемых, люминесцировать под воздействием на них электромагнитного излучения (ультрафиолетового или рентгеновского);  фотометрические методы разделения полезных ископаемых, основанные на взаимодействии электромагнитного излучения видимого спектрального диапазона с веществом горных пород и руд;  радиоволновые методы разделения полезных ископаемых по характеру взаимодействия излучения радиоволнового диапазона с веществом горных пород и руд. 7.2.1 Методы определения элементного состава полезных ископаемых по спектрометрии вторичных излучений Наиболее распространенные методы этого класса можно подразделить на 2 группы. Первая включает гамма методы, основанные на взаимодействии гамма или рентгеновского излучения с электронными оболочками атомов или ядрами атомов элементов: селективный гамма-гамма метод, рентгенорадиометрический (рентгенофлуоресцентный) метод, гамма-нейтронный (фотонейтронный) метод, ядерный гамма-резонансный метод. Вторая - нейтронные методы, основанные на взаимодействии нейтронов с ядрами элементов, входящих в состав горных пород и руд: нейтрон-нейтронный метод и методы, основанные на спектрометрии гамма-излучения, возникающего при различных ядерных реакциях нейтронов с веществом, (нейтронно-активационный и нейтронно-радиационный методы). Селективный гамма-гамма метод основан на измерении рассеянного горной породой излучения при облучении ее внешним источником гамма-излучения с энергией от десятков до 200-250 кэВ. Измерения в гамма-гамма методе проводятся либо в геометрии прохождения через породу, либо в геометрии диффузного отражения от нее. Рентгенорадиометрический метод определения вещественного состава горных пород и руд основан на возбуждении первичным ионизирующим излучением характеристического рентгеновского излучения атомов элементов, входящих в состав исследуемой среды, и регистрации его с помощью спектрометрической аппаратуры. Гамма-нейтронный (фотонейтронный) метод определения элементов в горных породах и рудах основан на использовании фотоядерной реакции, характеризующейся поглощением у-квантов ядрами определяемого элемента с последующим испусканием нейтрона. Среди стабильных ядер наименьший порог фотоядерной реакции имеет бериллий-9 (1,67 МэВ). Ядра других элементов, кроме дейтерия (2,23 МэВ), имеют порог более 4 МэВ, поэтому для их определения не могут быть использованы радиоизотопные источники у-квантов. Ядерный гамма-резонансный метод (эффект Мессбауэра) основан на явлении резонансного испускания и поглощения у-квантов ядрами элементов без потери энергии на отдачу ядер. В обычных условиях это явление не наблюдается вследствие получения ядром импульса отдачи при испускании им у -квантов, что нарушает условие резонанса. Нейтрон-нейтронный метод основан на ослаблении первичного потока нейтронов в результате их взаимодействия с ядрами элементов исследуемой среды и регистрации вторичного потока нейтронов. Величина вторичного потока нейтронов зависит от способности горной породы замедлять, рассеивать и поглощать нейтроны и от энергии последних. Основное назначение нейтрон-нейтронного метода по отношению к замедлению нейтронов - определение содержаний в породах водорода (объемной влажности, пористости). При отработке рудных месторождений этот метод совместно с плотностным гамма-гамма методом может применяться при опробовании в массиве и отбитой рудной массе для отделения руд из зон дробления и тектонических нарушений, сильно окисленных руд, характеризующихся повышенной пористостью и пониженной плотностью. Способность горной породы поглощать первичный поток нейтронов определяется концентрациями в ней элементов с аномально высокими сечениями поглощения или рассеяния медленных нейтронов. Это положение составляет основу нейтронно-абсорбционного метода, являющегося разновидностью нейтрон-нейтронного метода. Методы, основанные на спектрометрии гамма-излучения, возникающего при различных ядерных реакциях нейтронов с веществом называют нейтронными гамма-спектрометрическими методами. Эти методы занимают важное место среди радиометрических методов опробования минерального сырья. Большая проникающая способность нейтронного и у-излучения обеспечивает нейтронным гамма-спектрометрическим методам высокую глубинность анализа, превышающую глубинность рентгенорадиометрического метода на 2 - 3 порядка, обусловливает относительно слабое влияние неравномерности оруденения и «ближней зоны» на аналитический сигнал и позволяет осуществлять дистанционный анализ объектов большого объема без непосредственного контакта с ним, в том числе через стенку технологического оборудования. Нейтронные гамма-спектрометрические методы можно условно разделить на две группы: нейтронно-активационный метод, при реализации которого регистрируется запаздывающее относительно момента реакции с нейтронами гамма-излучение, и нейтронно-радиационный метод с регистрацией «мгновенного» гамма-излучения, испускаемого за время менее 10-7-10-9 с. Нейтронно-активационный метод основан на регистрации интенсивности излучений радиоактивных изотопов, образующихся в результате ядерных реакций при облучении вещества потоком нейтронов. Сечения активации элементов под воздействием тепловых нейтронов за счет реакции (n, γ) значительно выше, чем при облучении их потоком быстрых нейтронов, поэтому, как правило, наибольшая чувствительность анализа достигается при облучении пород и руд тепловыми нейтронами. Активацию быстрыми нейтронами наиболее благоприятно использовать при определении легких элементов. Для некоторых элементов сечение реакции резко возрастает в области энергий резонансных нейтронов. Большими резонансными активационными способностями обладают такие элементы как медь, цинк, марганец, серебро, золото и другие. Нейтронный гамма (нейтронно-радиационный) метод основан на регистрации гамма-излучения радиационного захвата нейтронов, испускаемого ядрами элементов, слагающих вещество, при облучении его потоком нейтронов. Спектр этого γ-излучения - линейчатый, индивидуален для каждого нуклида, что позволяет идентифицировать нуклид, а по интенсивности γ-линий захватного излучения определить содержание искомого элемента. Ядерная реакция радиационного захвата нейтронов протекает наиболее интенсивно при энергиях нейтронов, близких к тепловым. Для опробования и сортировки руд, содержащих элементы с атомной массой менее 40, перспективно использование нейтронного гамма-метода с регистрацией γ-излучения неупругого рассеяния быстрых нейтронов по реакции (n, n′γ). Однако в связи со сложным характером спектра, наличием допплеровского уширения и смещения у-линии в реакции (n, n′γ), необходимости вследствие этого использования при детектировании γ-излучения полупроводниковых детекторов, этот метод пока еще не нашел применения. 7.2.2 Методы определения естественной радиоактивности пород, содержащих радиоактивные элементы Радиоактивность горных пород и руд в основном обусловлена содержанием в них элементов урано-радиевого ряда, ториевого ряда и калия, распад которых сопровождается γ -излучением. Метод находит широкое применение на всех стадиях горнотехнологического цикла переработки радиоактивных руд. Объектами применения методов обогащения полезных ископаемых, основанных на естественной радиоактивности руд, являются месторождения редкоземельных элементов, таких, как тантал, ниобий, иттрий, церий, лантаноиды, минералы которых, как правило, содержат торий, а также месторождения, в рудах которых наблюдается тесная корреляционная связь между полезным компонентом и радиоактивной примесью. К числу последних, например, относятся золото-урановые месторождения. В связи с тем, что содержание радиоактивных элементов в различных комплексах горных пород существенно различается, изучение естественной радиоактивности пород используется при каротаже скважин для оценки их обогатимости. 7.2.3 Люминесцентный метод Люминесцентный метод разделения руд, используемый при их обогащении характеризуется шестью признаками разделения [14]: • амплитудно-интегральный - регистрируется интегральная интенсивность люминесценции во всем спектральном диапазоне. Этот признак разделения может быть использован, например, при разделении апатитовых руд, т.к. при облучении рентгеновским излучением смеси полезных (апатит) и сопутствующих (нефелин, содалит, титаномагнет, сфен и др.) минералов свечение возникает только у минералов апатита; • амплитудно-спектральный - регистрируется интенсивность люминесценции минералов в заданной части спектрального диапазона; • амплитудно-временной по разгоранию люминесценции - регистрация интенсивности люминесценции осуществляется в процессе ее разгорания; • амплитудно-временной по затуханию люминесценции - регистрация интенсивности люминесценции осуществляется в процессе ее затухания; • амплитудно-спектрально-временной, - регистрация интенсивности люминесценции осуществляется в процессе ее затухания, причем в заданном спектральном диапазоне; • амплитудно-временной со стимуляцией люминесценции - главным критерием этого признака является создание условий, при которых происходит стимуляция люминесценции либо полезного, либо сопутствующего минералов. Воздействие на минерал в процессе затухания его люминесценции дополнительным излучением с энергией по величине равной энергии освобождения электронов из ловушки (энергия активации), приводит к тому, что скачком увеличивается вероятность их высвобождения из электронных ловушек, тем самым повышается концентрация свободных электронов в зоне проводимости. При этом резко возрастет вероятность их рекомбинации с ионизованными центрами люминесценции. Такая ситуация приводит к вспышке свечения, а процесс затухания люминесценции ускоряется. 7.2.4 Фотометрические методы При облучении образца горной массы световым потоком видимого диапазона Ф0 можно наблюдать, как этот поток распределяется на границе раздела сред воздух - горная порода и в самом образце. Математически этот процесс можно записать в виде (7.1) где Фr,Фσ,Фμ,Фt - лучистые потока соответственно отраженный, рассеянный, поглощенный и прошедший через образец горной породы. Если разделить уравнение (7.1) на Ф0, то получим уравнение где r, σ, μ, t - коэффициенты соответственно отражения, рассеяния, поглощения и пропускания. Эти коэффициенты являются основными характеристиками компонентов минерального сырья. Различие разделяемых компонент минерального сырья по основным оптическим характеристикам: коэффициентам отражения, пропускания, рассеяния, цвету, - позволяет использовать фотометрический метод для радиометрического обогащения (покусковой сепарации или мелкопорционной сортировки). Цвет минерального сырья в свою очередь определяется законами отражения, поглощения, пропускания, свойствами вещества и спектральным составом источника света. Коэффициент отражения содержит информацию о поверхностных свойствах разделяемой компоненты, а коэффициенты пропускания и рассеяния - о ее объемных свойствах. При фотометрическом разделении рудной массы часто используют различие минеральных агрегатов по их яркостному контрасту. Для этого применяют метод, в котором сравнивают яркостный контраст образца В0 и выбранного фона Вф* по величине, определяемой уравнением [120] (7.2) делается вывод, относится ли данный образец к руде или к породе. Если яркостный контраст фоновой пластины подбирается таким образом, что его значение соответствует яркостному контрасту минерального агрегата с минимально значимым содержанием полезного компонента, то в этом случае величина К в уравнении (7.2) будет называться пороговой контрастностью. Все образцы, значение яркостного контраста которых превышаю величину пороговой контрастности К, будут относиться к руде, в противном случае - к породе. Необходимо отметить, что коэффициент отражения различных типов горных пород изменяется по длинам волн. Таким образом, для разделения минерального сырья можно использовать разницу в коэффициентах отражения на выбранной длине (или диапазоне длин) волн. 7.2.5 Радиоволновые методы Методы радиоволнового просвечивания и отражения, основанные на различии в поглощении, отражении, преломлении, дифракции и интерференции радиоволн вмещающими породами и рудными телами, применяется для изучения межскважинного и межвыработочного пространства, обнаружения и локализации в нем рудных тел на стадии эксплуатационной разведки медных, медно-никелевых, полиметаллических, Принцип радиоволновых методов, при их использовании в обогащении руд, состоит в изменении параметров (индуктивности и емкости) источника, колебательного контура, настроенного на собственную резонансную частоту, при взаимодействии его электромагнитного поля с веществом горных пород и руд. Этот метод применяется для предварительного обогащения (сепарации) полезных ископаемых, разделяемые компоненты которых обладают резко отличающимися электрическими (проводимость, диэлектрическая проницаемость) или магнитными (магнитная восприимчивость) свойствами. 7.3. Технологические задачи, решаемые при использовании радиометрических методов К основным технологическим задачам горно-перерабатывающего производства, которые могут быть решены с помощью радиометрических методов, относятся: 1. Определение содержания полезных компонентов по результатам скважного опробования в процессе эксплуатационной разведки. Решение этой технологической задачи способствует уточнению контуров рудного тела, а полученные результаты являются достаточным основанием к реализации возможности корректировки технологии рационального отделения рудной части от массива. 2. Определение содержания полезных компонентов по результатам опробования добытой руды. С помощью решения такой технологической задачи может реализоваться возможность оперативного управления последующими технологическими процессами. 3. Предконцентрация полезных компонентов. Реализация данного процесса способствует решению технологической задачи направленной на повышение и стабилизацию качества питания процессов глубокого обогащения, путем выделения из добытой горной массы перед процессами дробления и измельчения пустых пород. 4. Разделение полезного ископаемого на технологические сорта. Решение такой технологической задачи особенно актуально при переработке комплексных и сложных по вещественному составу полезных ископаемых. 5. Получение товарных концентратов. Необходимость в реализации данной задачи возникает в тех случаях, когда возникает потребность промышленности в крупнокусковых концентратах, направляемых непосредственно в пирометаллургические процессы: доменный, мартеновский и конвертерный. 6. Доводка концентратов других технологических процессов. Решение такой технологической задачи возникает в случаях, когда концентраты содержат минералы трудноразделимые другими обогатительными методами. 7.4. Радиометрические сепараторы и установки крупнопорционнойй сортировки руд 7.4.1. Радиометрические сепараторы Использование радиометрических методов при переработке минерального сырья реализуется с помощью специальных устройств, называемых сепараторами. С помощью сепараторов осуществляется определенная последовательность операций, необходимая для разделения подвергаемых переработке минеральных смесей и кусковых руд на продукты, отличающиеся по содержанию минералов или ценных компонентов. Этими основными операциями являются: транспортирование минеральной смеси или кусков горной массы в зону измерения, где происходит их облучение первичным излучением, регистрация вторичного излучения, возникающего при взаимодействии первичного излучения с веществом сепарируемого материала, обработка сигналов вторичного излучения по определенному алгоритму, разделение исходного материала в зависимости от технологической задачи на продукты - концентрат и хвосты; концентрат, промпродукт и хвосты, а также различные технологические сорта. Конструкции конкретных сепараторов отличаются между собой. Это связано со специфическими требованиями или ограничениями, накладываемыми признаками разделения, реализуемыми в сепараторах. Кроме того, конструкция сепараторов зависит также от того, какой технологический режим на нем реализуется - покусковой, или поточный. В покусковом режиме для обеспечения необходимой производительности сепаратора применяется принцип многоканальности (рис.7.1), заключающийся в том, что в сепараторе технологический рудный поток разбивается на несколько, представляющих собой «ручьи», в которых куски рудной массы следуют один за другим. На выходе из сепаратора продукты одного качества, получаемые в каждом потоке, объединяются и поступают в соответствующие желоба для вывода продуктов разделения из сепаратора. Рис. 7.1. Эскиз конструкции восьмиканального радиометрического сепаратора свободного падении: 1 - каналы движения кусков; 2 - желоб для вывода хвостовых продуктов; 3 - желоб для вывода обогащенных продуктов (концентрата) Покусковой режим сепарации используется для предварительного обогащения руды круп­ностью более 20 мм. В поточном режиме, который также можно назвать режимом мел­копорционной сортировки, рудная масса в виде монослойного потока транспортируется в зону облучения и регистрации вторичного излу­чения. В таком режиме достаточно сложно из всего потока выделить конкретный минерал или кусок, поэтому выделяется вся пор­ция, находящаяся в зоне облучения и регистрации. Таким образом, реализуется операция сокращения рудопотока с повышением его ка­чества. Если качество руды не удовлетворяет предъявляемым тре­бованиям, то концентрат мелкопроционной сепарации можно напра­вить на другой сепаратор меньшей производительности, в котором организован покусковой режим сепарации. Следовательно, поточный режим используется для повышения производительности процесса сепарации в целом. Такой режим используется при обогащении ал­мазосодержащего сырья и рудной массы, содержащей драгоценные и полудрагоценные минералы крупностью от 10 до 0,5 мм. Все радиометрические сепараторы, независимо от режима сепа­рации содержат идентичные по назначению узлы и блоки: • корпус сепаратора, обеспечивающий защиту обслуживающего персонала от воздействия ионизирующего излучения и, при необходимости, светоизоляцию процесса регистрации при сепарации рудной массы, с приемным бункером; • питатель для разгрузки руды из бункера; • транспортирующее устройство, обеспечивающее подачу руды в зону облучения кусков руды первичным излучением и регистрации вторичного излучения, возникшее в результате взаимодействия первичного излучения с веществом кусков рудной массы; • узел облучения кусков первичным излучением; • узел регистрации вторичного излучения, возникающего у сепарируемого материала; • узел обработки зарегистрированной информации, в котором проводится сравнение полученной информации, с заданным уровнем (пороговым значением), в случае, если уровень зарегистрированной информации будет превышать заданное значение, подается команда для выделения данного куска из сепарируемого потока; • узел разделения, обеспечивает выделение кусков с кондиционным содержанием полезных компонентов. 7.4.2. Установки для радиометрической крупнопорционной сортировки В отличие от сепараторов на установках радиометрической крупнопорционной сортировки (РКС) осуществляется сортировка значи­тельных порций полезных ископаемых - от 1 - 5 до 50 - 100 т, загру­женных при добыче в различные транспортные средства: вагонетки, автосамосвалы, железнодорожные вагоны и др. Основные типы РКС приведены на рис. 7.2 -7.4. На рис. 7.2 изображена автоматизи­рованная установка, применяемая для сортировки флюоритовых руд, размещенных в вагонетках [1]. Рис. 7.2. Схема РКС флюори­товых руд: 1 -вагонетка с ру­дой; 2 - источ­ник нейтронов; 3 - детектор гамма-излуче­ния; 4 - толка­тель; 5 -регистрирующая ап­паратура; 6 –блок автоматического управления, приводящий в движение трос и источник нейтронов В установке использу­ется нейтронно-активационный метод. Установка работает следующим об­разом. В момент, когда ва­гонетка с рудой 1 останавливается в зоне измерений, по сигналу с блока автома­тического управления 6 приво­дится в движение трос, и источник нейтронов 2 поднимается до уровня центра вагонетки. Толкатель 4 прижимает его к стенке, и в течение 60 секунд производится активация руды. После этого по команде с блока 6 источник опускается в колодец, заполненный водой для за­щиты от нейтронов, а его место занимает детектор гамма-излуче­ния 3, соединенный с блоком регистрирующей аппаратуры 5. В тече­ние 60 с производится регистрация наведенного гамма-излучения. В процессе измерения детектор прижимается к стенке вагонетки тол­кателем, а после завершения измерения толкатель отходит, и уста­новка возвращается в первоначальное положение. В установке используется Ро-Ве-источник активности (1-2)∙107 нейтронов/с. Гам­ма-излучение регистрируется кассетой из 17 пропорциональных счет­чиков типа СИ-22Г, размещенных в два ряда, сигналы с которых за­писываются с помощью самопишущего прибора. Другой вариант реализации процесса крупнопорционной сортиров­ки приведен на рис. 7.3 [5]. Рис. 7.3. Вариант реализации крупнопорционной сортировки руд в транспортных емкостях с предварительной раскладкой исходной горной массы в слой на движущей­ся ленте конвейера (а) и разделением ее на продукты (б): 1 - накопительный бункер; 2 - лента конвейера; 3 - слой руды; 4 -датчик для ядерно-физического опробования; 5 - измерительная аппаратура рудоконтролирующей станции; 6 - загрузочный бун­кер; 7 -транспортные емкости (самосвалы, вагонетки); 8-исполнительный механизм; 9 - блок управления исполнительным механизмом В таком варианте руда из бункера 1 подается на ленту 3 конвейе­ра и раскладывается на ней в слой 3 равномерной толщины (жела­тельно в монослой). Облучение рудного слоя первичным излучени­ем и регистрация от него вторичного излучения может осуществ­ляться в двух вариантах. По первому варианту источник первичного излучения и детектор вторичного излучения размещены в устрой­стве 4, которое расположено над лентой конвейера. По второму ва­рианту устройство 4 расположено под лентой конвейера. В этом слу­чае устраняются неровности облучаемой поверхности рудного пото­ка. По результатам анализа на соответствие интенсивности проявле­ния вторичного излучения от рудной массы кондиционному содержа­нию в ней ценного компонента, подается команда на исполнительный механизм 8, который отклоняет рудный поток. При этом через бун­керы 6 в транспортные емкости 7 разгружается руда заданного сор­та. Преимущество такой системы заключается в том, что датчик, содержащий первичный источник ионизирующего излучения, удален от обслуживающего персонала (в том числе и от водителей само­свалов и электровозов) на безопасное расстояние, что в значитель­ной мере облегчает соблюдение требований техники безопасности. Использование радиометрического опробования и сортировки руд при их транспортировании на конвейере или в емкостях способствует значительному повышению эффективности циклично-поточной (ЦПТ) или поточной системы горных работ, особенно при подземной разра­ботке месторождений. Геотехнологии с внутрирудничной РКС обес­печивают повышение качества добываемой руды, существенное сни­жение отходов горного производства при резком сокращении грузо­потоков горной массы на поверхность за счет размещения отсорти­рованных пустых и слабооруденелых пород в выработанном простран­стве. Это позволяет не только существенно уменьшить затраты на подъем горной массы, но и оздоровить экологическую обстановку в регионе за счет значительного сокращения сооружения на поверхно­сти отвалов и хвостохранилищ и выноса из них токсичных компонен­тов. Вариант использования РКС в технологической схеме с ЦПТ пред­ставлен на рис. 4.4. Рис. 4.4. Транспортно-технологическая схема при циклично-поточной технологии подземной добычи руды с использованием ра­диометрической сорти­ровки: 1 - опрокидыватель, 2 — питатель. 3 — дробилка крупного дробления: 4 - конвейерный подъем; 5 - блок облуче­ния установки радиометрического порционного опробо­вания руд «на просвет»; 6 - блок регистрации ус­тановки радиометрического опробования руд; 7 -исполнительный механизм разделения рудного и по­родного потоков; 8 - породный конвейер: 9 - комп­лекс радиометрической порционной сортировки руд по направлениям: на металлургический передел (10), на обогатительную фабрику (11), на сепарацию (12), в отвал (13); 14 - единое зондовое устройство с облу­чателем и блоком детектирования Горная масса из очистных забоев из опрокиды­вателя 1, по питателю 2 подается в дробилку крупного дробления 3, далее на конвейер с размещенной установкой радиометрического пор­ционного опробования руд 5, 6. Отсортированные с помощью испол­нительного механизма 7 порции породы поступают на породный кон­вейер 8 и используются для закладки выработанного пространства. Руда по конвейерному подъему 4 выдается на поверхность на комп­лекс радиометрической порционной сортировки руд 9. В комплексе 9 реализован способ опробования и сортировки руд, предусматривающий пересыпку рудопотока через два бункера с размещенными в них стационарно зондовыми устройствами 14. При заполнении рудой первого бункера питающий конвейер автома­тически переключается на загрузку второго бункера, одновремен­но в первом бункере включается программа «Опробование», производятся радиометрические измерения, по окончании которых через 5-7 мин включается программа «Разгрузка», и рудная масса из первого бункера разгружается в транспортное средство и направля­ется в зависимости от ее качества на металлургический передел, на обогатительную фабрику, на покусковую сепарацию, в отвал. При за­полнении второго бункера питающий конвейер переключается на пер­вый, производится радиометрическое опробование руды, загружен­ной во второй бункер. Далее цикл повторяется. Вариант опробования и сортировки с использованием двух бункеров прост и технологичен в реализации, позволяет обеспечить нормы радиационной безопасно­сти с наименьшими затратами. Для осуществления процесса РКС применяются те же типы ис­точников и детекторов излучения, а также аналогичные способы выделения полезного сигнала, что и на сепараторах или установках АПР, использующих эти радиометрические методы. Геометрия из­мерений, конструкция узлов облучения и детектирования при реали­зации РКС должны обеспечивать измерение возможно большей мас­сы, поданной на сортировку руды, с достаточной точностью и экспрессностью. Тема 8. Флотационные методы обогащения 8.1. Сущность и разновидности флотационных процессов разделения минералов Все флотационные процессы разделения минералов осно­ваны на различии их физико-химических свойств — на разли­чии в значениях удельной свободной поверхностной энергии минералов, определяющей различную способность их закре­пляться на межфазовой поверхности жидкость — газ, жид­кость — жидкость, твердое — жидкость или твердое — газ. В практических условиях в качестве жидкой фазы используется обычно вода, в качестве газообразной фазы — воздух, в каче­стве твердой — разделяемые минералы. 8.1.1. Зависимость смачиваемости поверхности минералов от значений удельных поверхностных энергий на границе соприкасающихся фаз Способность минералов закрепляться на поверхности раз­дела воздух — вода (или в общем случае газ — жидкость) и флотироваться зависит от степени полярности минеральной поверхности, энергии взаимодействия ее с молекулами воды (жидкости) и смачиваемости водой (жидкостью). Гидратация поверхности минерала происходит, когда энер­гия взаимодействия ее с молекулами воды, энергия адгезии (слипания) Wа, больше энергии взаимодействия молекул воды друг с дру­гом, т. е. энергии когезии (сцепления, вследствие межмолеклярного взаимодействия) Wк. Чем больше значение отноше­ния Wа / Wк, тем лучше минерал смачивается водой и хуже фло­тируется. Смачиваемость поверхности твердого при соприкоснове­нии трех фаз (Т, Ж, Г) характеризуется величиной равновес­ного краевого угла, под которым понимают угол, образован­ный поверхностью раздела двух фаз с поверхностью третьей фазы. Его принято измерять через жидкую фазу и обозначать символом θР. Краевые углы смачивания тел различной степе­ни гидрофобности водой при различных положениях сопри­касающихся фаз приведены на рис. 8.1. Образующаяся линия трехфазного контакта называется периметром смачивания, осо­бенностью которого является наличие трех сил, обусловлен­ных свободной поверхностной энергией на границе раздела фаз. Векторы сил направлены перпендикулярно к линии кон­такта трех фаз по касательной к поверхности раздела каждых двух фаз. Рис. 8.1. Равновесные краевые углы смачивания (θР) тел (Т) различной степени гидрофобности водой (Ж) и воздухом (Г) Равновесный краевой угол θР является физико-химической константой для соприкасающихся фаз и не зависит от их раз­мера и взаимного расположения, действия сил гравитации и прочих факторов, не оказывающих влияние на значение сво­бодных поверхностных энергий на границах раздела фаз. Ве­личина его определяется условием равновесия сил, действую­щих на границе раздела трех фаз: Например, для острого краевого угла (рис. 10.1, а) в усло­виях равновесия откуда (8.1) В свою очередь, для тупого краевого угла (рис. 8.1, б) в условиях равновесия откуда Для обоих рассмотренных случаев зависимость характеризующая смачиваемость твердой поверхности жид­костью или газом, описывается одним и тем же выражением, которое в литературе называют законом Юнга, правилом Неймана, или вторым законом капиллярности. Чем меньше смачиваемость минеральной поверхности во­дой, тем больше степень ее гидрофобности и значение краево­го угла θр. В подавляющем большинстве случаев практика флотации имеет дело с минералами, значения краевых углов на поверхности которых меньше 90° . 8.1.2. Условия закрепления частицы на межфазовой поверхности. Показатель флотируемости В соответствии со вторым законом термодинамики за­крепление частицы на межфазовой поверхности и флотация возможны, если свободная энергия системы после закрепле­ния частицы на пузырьке Е2 будет меньше свободной энергии системы до закрепления частицы Е1. В этом случае система из состояния I (рис. 8.2) самопроизвольно перейдет в состояние II при условии, что на пути перехода нет энергетического барь­ера, или если системе временно сообщена энергия (энергия активации), достаточная для его преодоления. Чем больше бу­дет разница в величине свободной энергии в сравниваемых состояниях, тем более вероятен переход в состояние с мень­шей энергией. Рис. 8.2. Схемы состояния системы до и после закрепления частицы на пузырьке При принятых на рис. 8.2 обозначениях: а изменение поверхностной энергии системы при элементар­ном акте флотации: Из рис. 8.2 видно, что тогда как разность нельзя принять равной SГ_Т вследствие деформации особенно маленьких пузырьков при закреплении на них минеральных частиц. Поэтому Учитывая, что в равновесных условиях по правилу Нейма­на [выражение получим Разделив это выражение на и обозначив найдем (8.2) Величина F, харак­теризующая изменение поверхностной энергии системы при закрепле­нии частицы на поверх­ности раздела фаз, от­несенное к единице площади контакта газ — твердое, называется показателем флотируемости. Система перейдет из состояния I в состояние II (см. рис. 8.2) только при условии, что F> 0 (т. е. Е1 > Е2). Чем больше зна­чение F, тем вероятнее закрепление частицы на поверхности раздела жидкость — газ и ее флотация. При закреплении на пузырьках минеральных частиц, раз­меры которых малы по сравнению с размерами пузырьков (что наблюдается при обычной пенной флотации), т. е. когда дефор­мация пузырьков мала и можно принять, что , выражение (8.2) принимает вид (8.3) из которого следует, что чем больше краевой угол, тем боль­ше показатель флотируемости. При θР = 0 значение F также равно нулю. 8.1.3. Разновидности флотационных процессов разделения минералов 8.1.3.1. Разделение минералов на поверхности раздела жидкость — газ Разделение минералов, происходящее на плоской поверх­ности раздела вода — воздух, получило название пленочной фло­тации. Исходная смесь флотирующихся и нефлотирующихся частиц при этом подается на водную поверхность сверху. Фло­тирующиеся частицы удерживаются на поверхности и пере­носятся потоком к месту разгрузки концентрата, а нефлоти­рующиеся — тонут и удаляются в виде хвостов. Принцип пле­ночной флотации использован в настоящее время при флотогравитационном способе обогащения, широко применяемом в схемах доводки редкометалльных концентратов. При пенной флотации флотирующиеся частицы закрепля­ются на пузырьках, образуемых в пульпе, и выносятся ими на ее поверхность, образуя слой минерализованной пены. В зави­симости от способа насыщения пульпы пузырьками газа пен­ная флотация подразделяется на несколько разновидностей. При обычной пенной флотации, используемой в настоящее время практически на всех флотационных фабриках, газом является засасываемый или подаваемый под давлением воз­дух, который диспергируется в пульпе на мелкие пузырьки раз­личными устройствами. При вакуумной флотации аэрацию пульпы обеспечивают при выделении воздуха из раствора. Процесс используется для обогащения коксующихся углей и перспективен для фло­тации тонких шламов других полезных ископаемых. Анало­гичный процесс флотации можно получить, если сначала вода насыщается воздухом под повышенным давлением, а затем при атмосферном давлении происходит выделение пузырьков. Такая флотация с повышенным давлением (компрессионная фло­тация) используется для очистки воды от тонких капелек неф­ти, которые закрепляются на поверхности выделяющихся пу­зырьков и всплывают вместе с ними на поверхности очистно­го сооружения. Принцип компрессионной флотации получил развитие и используется в настоящее время в процессе адгезионной сепа­рации для извлечения гидрофобных частиц, осадков и веществ из шахтных, сточных или оборотных вод в результате адгезии их на поверхности выделяющихся из раствора пузырьков газа и отделения образующихся флотационных комплексов от объе­ма жидкости или пульпы. При химической (газовой) флотации пузырьки газа обра­зуются при химическом взаимодействии, например, между за­гружаемой в пульпу кислотой и карбонатами пустой породы. В этом случае флотирующиеся минералы закрепляются на вы­деляющихся пузырьках углекислоты. Процесс в течение ряда лет применялся в Австралии для переработки отвалов — хво­стов отсадки, содержащих сфалерит. При электрофлотации используется межфазовая поверх­ность образующихся при электролизе воды пузырьков водоро­да или кислорода, крупность которых легко регулируется из­менением силы тока. Процесс может быть использован для фло­тации мелких или весьма мелких частиц, например алмаза, а также при осуществлении так называемой ионной флотации и ее разновидностей (пенного фракционирования, флотации гидрофобных и гидрофобизированных осадков, флотоэкстракции), ког­да поверхность раздела жидкость — газ используется для из­влечения из растворов ионов и молекул органических соеди­нений или продуктов их взаимодействия с ионами или молеку­лами неорганических соединений. При пенной сепарации исходная пульпа, предварительно об­работанная реагентами, подается на пену или аэрированную жидкость. Флотирующиеся частицы удаляются с пеной, а не­флотирующиеся — проходят сквозь пену под действием силы тяжести и разгружаются в виде камерного продукта. Процесс пенной сепарации предложен в СССР (в 1961 г.) В.А. Малинов­ским и используется в настоящее время для флотационного обогащения крупноизмельченных фосфоритовых, калийных, алмазсодержащих и других типов минерального сырья. Флотационные явления на границе раздела жидкость — газ лежат в основе процесса гидрообеспыливания. В этом случае через запыленный воздух движутся капельки воды. При стол­кновении частичек пыли с каплями воды флотирующиеся ча­стицы закрепляются на поверхности капель (т. е. на межфазо­вой поверхности раздела жидкость — газ), а нефлотирующи­еся частицы будут переходить внутрь капель (т. е. в жидкую фазу). 8.1.3.2. Разделение минералов на поверхности раздела жидкость — жидкость На различной способности минералов закрепляться на поверхности раздела вода — масло основан процесс масляной флотации. Сталкиваясь с каплями диспергированного в пуль­пе масла и закрепляясь на них, флотирующиеся частицы бу­дут удерживаться на поверхности раздела масло — вода, а не­флотирующиеся частицы останутся в пульпе. Если плотность масла меньше единицы, то капельки вместе с закрепившимися частицами всплывают на поверхность пульпы, образуя слой минерализованного масла, который затем удаляется. Если бе­рется масло высокой плотности и загружается в небольшом количестве, то образующиеся минерализованные гранулы опу­скаются на дно, а нефлотирующиеся зерна выносятся наверх восходящим потоком воды. Флотационный процесс в таком исполнении применяется, например, для обогащения коксую­щихся углей и называется грануляционным. Поверхность раздела жир — вода используется в промыш­ленных условиях для улавливания алмазов в процессе обо­гащения на жировых поверхностях. На поверхность, по кото­рой течет содержащая алмазы пульпа, или на барабан нано­сится слой вязкого жира, алмазы закрепляются на поверхно­сти раздела жир — вода, а пустая порода сносится потоком пульпы. В процессе флотации при автоклавной плавке серных кон­центратов используется способность частиц пустой породы закрепляться на поверхности капель воды, находящихся внут­ри расплава серы, т. е. на поверхности раздела вода — расплав серы. Так как удельный вес нагруженных капелек воды мень­ше удельного веса расплава серы, то они поднимаются на по­верхность расплавленной серы, вынося с собой пустую поро­ду, в результате чего достигается очистка серы от загрязняю­щих ее минеральных примесей. 8.1.3.3. Флотационные процессы на поверхностях раздела твердое — жидкость и твердое — газ Флотация на поверхности раздела твердое — жидкость ре­ализуется в так называемой флотации с носителем, когда для повышения извлечения тонких гидрофобных частиц в пульпу добавляют хорошо извлекаемые крупные частицы, на поверх­ности которых они закрепляются и с которыми флотируются в пену. В качестве флотационного процесса на поверхности раздела твердое — вода можно рассматривать также коагуля­цию (слипание) минеральных частиц в пульпе, широко ис­пользуемую в технике для осветления шламовых вод. Роль твердой фазы в данном случае играют слипшиеся минераль­ные частицы. Аналогично явление слипания твердых частиц в аэрозолях и дымах можно рассматривать как процесс их за­крепления на поверхности раздела газ — твердое. Роль твер­дой фазы здесь играют взвешенные частички пыли, а газооб­разной — воздух или дымовой газ. 8.2. Флотационные реагенты и их действие при флотации 8.2.1. Назначение и классификация флотационных реагентов Назначением флотационных реагентов является направ­ленное изменение поверхностной энергии на границе раздела этих фаз с целью изменения показателя флотируемости разде­ляемых минералов, числа и размера пузырьков воздуха, проч­ности пены. Прогресс в области флотационного обогащения в значительной мере определяется совершенствованием реагент-ного режима, улучшением способов использования флотаци­онных реагентов, разработкой и внедрением новых эффектив­ных реагентов и их сочетаний. Флотационные реагенты могут быть органическими или неорганическими соединениями, а также их растворами или смесями. Современная классификация предусматривает раз­деление флотационных реагентов в зависимости от их роли при флотации на следующие группы: • пенообразователи, представляющие собой различные гетерополярные органические соединения, которые за счет их ад­сорбции на поверхности раздела жидкость — газ облегчают дис­пергирование воздуха на мелкие пузырьки, препятствуют их слиянию и повышают прочность пены. В качестве реагентов-пенообразователей наиболее широко применяются гетерополярные поверхностно-активные веще­ства, содержащие полярную (водоактивную) и неполярную (воздушно-активную) части. Вещества такого типа способны адсорбироваться на границе раздела вода — воздух, ориентируясь своей полярной группой к воде, а неполярной — к воздушной фазе. Молекулы пенообразователей содержат обычно один углеводородный радикал и одну или небольшое число полярных групп. Используемые на практике пенообра­зователи содержат, как правило, от 5 до 12 атомов углерода в цепи, а их растворимость составляет обычно 0,2 — 5,0 г/л. Адсорбция пенообразователей на границе раздела жид­кость — газ позволяет изменять коалесцентную способность (слияние) воздушных пузырьков и степень их дисперсности в пульпе, скорость подъема пузырьков, структурно-механические свойства оболочек воздушных пузырьков и прочность пены. • собиратели, представляющие собой органические веще­ства, способные закрепиться на поверхности извлекаемых ми­нералов и резко увеличить их флотируемость. Собиратели применяются для гидрофобизации поверхности минералов, поэтому в состав их молекул в обязатель­ном порядке входят аполярные группы атомов. Если молеку­лы собирателя состоят только из углеводородов, то такие со­биратели называются аполярными, неполярными, или «углево­дородными маслами». Гораздо чаще при флотации используют гетерополярные собиратели, молекулы которых кроме углеводородного ради­кала алифатического или реже циклического ряда, т. е. аполярной (или неполярной) части, имеют и полярную группу. Полярная группа собирателя определяет его химические свой­ства и способность закрепляться на полярных минералах, по­этому она называется еще солидофильной или функциональной группой. Классификация основных групп собирателей, наиболее широко используемых при флотации различных типов минерального сырья, приведена на рис. 8.3. Рис. 8.3. Классификация основных групп собирателей • депрессоры, или подавители, к которым относят реаген­ты, понижающие флотируемость тех минералов, извлечение которых в пенный продукт нежелательно в данной операции. Применение реагентов-депрессоров является основным средством получения максимальной селективности при фло­тационном разделении минералов с близкими свойствами. Если для эффективной флотации минералов необходимо соблюдение двух условий: гидрофобизации поверхности, на­пример, за счет погашения некомпенсированных валентно­стей минеральной поверхности собирателем, и возможности закрепления на гидрофобизированной подкладке микрока­пель физически сорбированного собирателя, то для подавления их флотации — несоблюдение хотя бы одного из этих ус­ловий. В качестве реагентов-депрессоров на практике наиболее широ­ко используются щелочи, цианиды, сернокислый цинк, серни­стый натрий, сернистая кислота и ее соли, смесь сернокислого железа и сульфита натрия, двухромовокислые соли, жидкое стек­ло, некоторые органические высокомолекулярные и другие со­единения. Основной трудностью при выборе депрессирующих реагентов является их недостаточная избирательность по от­ношению к разделяемым минералам. Основные механизмы депрессирующего действия реаген­тов можно свести к следующим. Механизм 1. Растворение поверхностных соединений со­бирателя и создание условий, препятствующих закреплению со­бирателя на поверхности минерала. Примером такого меха­низма является депрессирующее действие цианистых солей на флотацию сульфидов меди или активированного медным ку­поросом сфалерита. При отсутствии депрессора собиратель закрепляется на их поверхности, что можно изобразить схема­тически (рис. 10.8, а). Добавка в пульпу цианистых солей при­водит к разрушению ксантогенатных соединений меди вслед­ствие образования прочных медно-цианистых комплексных ио­нов Сu(СN), Сu(СN), Сu(СN). В результате этого обнажается гидрофильная поверхность самого минерала и его способность флотироваться утрачива­ется. Механизм 2. Вытеснение ионов собирателя ионами де­прессора, образующими с ионами минерала труднорастворимое гидрофильное соединение. Примером такого механизма явля­ется депрессирующее действие гидроксильных (ОН-) и суль­фидных (S2-) ионов, конкурирующих с ионами собирателя (Кх-) и замещающих их на поверхности (рис. 10.8, б). Механизм 3. Повышение степени гидрофильности ми­неральной поверхности без вытеснения собирателя. Энергети­ческая неоднородность минеральной поверхности вызывает неравномерное распределение собирателя по ней. Средняя гидрофобность, например сульфидной поверхности, будет оп­ределяться гидрофобностью участков, покрытых собирателем (МеαКхβ), и гидрофобностью чистой поверхности (МеαSxОy), не занятой собирателем. При добавке депрессора (Аnр-) он может закрепляться на свободных участках поверхности, рез­ко увеличивая степень их гидрофильности (рис. 10.8, в). Это приводит к увеличению средней гидрофильности по­верхности без вытеснения собирателя, флотируемость мине­рала ухудшается. Примером такого механизма является депрессирующее действие бихроматов, хроматов и фосфатов, ферри- и ферроцианидов. Механизм 4. Закрепление на поверхности депрессируемо-го минерала гидрофильных неорганических или органических ча­стиц. Тонкодисперсные и коллоидные частицы всегда значи­тельно больше ионов или молекул собирателя. Закрепляясь на свободных от собирателя участках поверхности, они перекры­вают гидрофобизирующее действие собирателя (рис. 10.8, г). Образование контакта между пузырьком и частичкой и ее флотация поэтому становятся невозможными. По такому ме­ханизму могут депрессировать флотацию минералов цинко­вый купорос, жидкое стекло, осадки продуктов взаимодейст­вия реагентов, высокомолекулярные органические вещества. В качестве органических депрессоров используют соедине­ния, в которых практически отсутствуют гидрофобные угле­водородные радикалы, но имеется большое количество по­лярных групп, способных прочно удерживать по несколько молекул воды. Из всех органических депрессоров в промыш­ленности наиболее широко применяются реагенты, относящи­еся к группам неионогенных и ионогенных анионных депрес­соров (при расходе 50—400 г/т). • активаторы, к которым относят реагенты, способст­вующие закреплению собирателя на поверхности, гидрофобизации ее и флотации извлекаемого минерала. В качестве реагентов-активаторов применяют, как прави­ло, неорганические соединения: кислоты, щелочи, соли ще­лочноземельных и тяжелых металлов, комплексообразующие соединения и т. д. Реаген­ты-активаторы, вызывают: • химическую очистку поверхности минералов от депрессирующих пленок и обнажение элементов кристаллической решетки, способных к взаимодействию с собирателем; • хемосорбцию ионов на поверхности, которые становят­ся центрами закрепления собирателя; • гетерогенную химическую реакцию, приводящую к об­разованию объемных пленок, поверхность которых является благоприятной для образования необходимого сорбционного покрытия собирателя. Примером активирующего действия реагентов путем хи­мической очистки поверхности минералов является активиру­ющее действие кислот. Например, серная кислота активирует флотацию окисленных пиритных руд. После добавки кислоты гидрофильные окислен­ные соединения железа будут растворяться, обнажая сульфид­ную поверхность, взаимодействие ксантогената с которой при­ведет к образованию необходимого состава сорбционного слоя собирателя, обеспечивающего эффективную флотацию мине­рала. Растворение поверхностных пленок кислотами повыша­ет флотируемость берилла, касситерита, ильменита, вольфра­мита, флюорита и других минералов оксигидрильными соби­рателями. Активирующим действием по такому же механизму при флотации с оксигидрильными собирателями могут обла­дать также щелочи и комплексообразующие соединения (циани­ды, фосфаты, фториды и др.). Наиболее известными примерами активирующего дейст­вия реагентов путем хемосорбции ионов на поверхности являются активация силикатных минералов (кварц) солями щелоземельных (кальций, барий и др.) и тяжелых (свинца, меди, железа и др.) металлов. Примером активирующего действия реагентов путем ге­терогенной химической реакции является образование объем­ных сульфидных пленок на поверхности окисленных минера­лов свинца, меди и цинка под действием сульфидизаторов, в качестве которых могут применяться любые растворимые сер­нистые и гидросернистые соединения щелочных и щелочно­земельных металлов и аммония: Nа2S, NаНS, К2S, КНS, СаS, ВаS. На фабриках наиболее широко ис­пользуется Nа2S — наиболее дешевый и доступный. Без предварительной сульфидизации окисленные сульф­гидрильными собирателями минералы свинца, меди и цинка практически не флотируются, несмотря на значительную плот­ность сорбции химически закрепившегося собирателя на их поверхности. • регуляторы среды, к которым относят реагенты, использующиеся для создания оптималь­ных условий действия собирателей, депрессоров и активаторов с минералами при флотации. Это достигается главным образом путем изменения рН среды и регулированием ионного состава пульпы - удалением из жидкой фазы пульпы так называемых «нежелатель­ных» ионов, регулированием значений окислительно-восста­новительного потенциала пульпы и процессов диспергации и коагуляции тонких шламов. В качестве реагентов-регуляторов среды используются неорганические и органические соединения, многие из которых применяются также в качестве активато­ров или депрессоров флотации минералов. Регулирование рН пульпы может оказать существенное вли­яние на состояние минеральной поверхности и собирателя в растворе, вызвать осаждение одних и растворение других компонентов, присутствующих в пульпе, усилить или ослабить конкуренцию между ионами жидкой фазы пульпы и собира­телем за место на поверхности минерала. Поэтому регулиро­вание концентрации водородных (или гидроксильных) ионов в пульпе является одним из главных средств повышения селективности процесса флотационного извлечения минералов из руд. Для регулирования значений рН используют обычно наи­более дешевые щелочи и кислоты. Из щелочей наибольшее распространение получили известь и сода; гораздо реже при­меняется едкий натр. Для создания кислой или нейтрализации щелочной среды применяется обычно серная кислота. Удаление из жидкой фазы пульпы «нежелательных» ионов. К ним в первую очередь относятся ионы, уменьшающие кон­центрацию собирателя в пульпе, ионы, депрессирующие фло­тируемые минералы, и ионы, активирующие флотацию депрессируемых минералов. Ионы, уменьшающие концентрацию собирателя в пульпе. Если в качестве собирателя используются, например, карбо-новые кислоты, то к «нежелательным» ионам относятся соли щелочноземельных и тяжелых металлов, образующих с соби­рателем осадки труднорастворимых соединений (мыл) и умень­шающих тем самым его концентрацию в пульпе. Загрузка та­ких регуляторов среды, как сода или фосфатные соединения, позволяет связать «нежелательные» ионы и перевести их в осадок. Ионы, депрессирующие флотируемые минералы. К таким ионам относятся, например, сульфидные ионы, избыточная кон­центрация которых наблюдается в пульпе после сульфидиза-ции окисленных цинковых минералов перед их флотацией и после осуществления десорбции собирателя с поверхности ми­нералов коллективного концентрата перед его разделением. Нейтрализация депрессирующего действия избытка ионов се­ры достигается добавками солей тяжелых металлов, использу­емых в данном случае в качестве регуляторов среды. Ионы, активирующие флотацию депрессируемых минералов. Например, ионы меди нежелательны при свинцовой флота­ции свинцово-цинковых руд, так как они активируют сфале­рит. Для связывания их применяют цианиды или в неболь­шом количестве сернистый натрий. Для нейтрализации акти­вирующего действия солей щелочноземельных металлов на минералы пустой породы при флотации с оксигидрильными собирателями применяют соду, фосфатные соединения, жид­кое стекло. Регулирование окислительно-восстановительного потенци­ала пульпы. Окислительно-восстановительный потенциал (Еh-потенциал) пульпы может оказать существенное влияние на со­стояние поверхности минералов, скорость протекания реак­ций окисления-восстановления (например, в системе ксантогенат-диксантогенид) на поверхности сульфидных минералов, соотношение окисленных и восстановленных форм реагента в объеме пульпы. Еh-потенциал пульпы может регулироваться загрузкой окислителей (например, перекиси водорода, перманганата и др.) или восстановителей (сульфита, тиосульфата и др.), электрохимической обработкой пульпы или ее аэрацией. Регулирование процессов диспергации и коагуляции шламов. Во флотационных пульпах часто наблюдаются коагуляция тонких шламов и их налипание на более крупные частицы. Налипание как гидрофильных, так и гидрофобных шламов приводит к депрессии флотации крупных частиц. Гидрофиль­ные частицы предотвращают разрыв гидратной прослойки между частицей и пузырьком, а гидрофобные, закрепляясь на пузырьке, отрываются при подъеме пузырька от крупных частиц, оставляя их в пульпе. Коагуляция тонких частиц в большинстве случаев являет­ся неселективной. При этом слипаются шламистые частицы раз­личных минералов, приводя к образованию «искусственных» сростков и нарушению селективности флотации тонких частиц. Для предупреждения неселективной коагуляции и нали­пания тонких частиц на крупные применяются реагенты, по­лучившие название диспергаторов. В качестве диспергаторов обычно применяются жидкое стекло, фосфаты, крахмал, сер­нистый натрий и некоторые другие реагенты. Депрессоры, активаторы и регуляторы среды часто отно­сят к одной группе и называют модификаторами, поскольку один и тот же реагент может выполнять различную роль при флотации. Ко всем флотационным реагентам предъявляются следую­щие требования: селективность действия, стандартность каче­ства, дешевизна и недефицитность, удобство в применении (ус­тойчивость при хранении, легкая растворимость в воде, отсут­ствие неприятного запаха и т. д.). Направленное изменение поверхностной энергии раздела фаз под действием флотационных реагентов достигается в результате их химических взаимодействий в объеме жидкой фазы и адсорбции на поверхности, возможность протекания которых зависит от природы и состояния межфазной поверх­ности и реагентов в пульпе. 8.3. Флотационные машины и аппараты Общим для всех современных конструкций флотацион­ных машин является использование в качестве рабочего аген­та воздуха в виде мелких пузырьков, образуемых в пульпе тем или иным способом. По способу аэрации пульпы основные флотационные ма­шины могут быть разделены на следующие группы: • механические, в которых аэрация пульпы осуществляет­ся вследствие засасывания воздуха из атмосферы мешалками различных конструкций; • пневмомеханические, обеспечивающие аэрацию пульпы сжатым воздухом, подаваемым в машину от вентиляторов, воз­духодувок или компрессоров, диспергирование которого осу­ществляется мешалками или виброустройствами различной конструкции; • пневматические с аэрацией пульпы сжатым воздухом, подаваемым через патрубки или пористые перегородки. 8.3.1. Требования к современным конструкциям флотационных машин • Равномерная по всему объему аэрация пульпы при вы­сокой степени диспергирования воздуха и оптимальном соот­ношении тонкодисперсных и более крупных (несущих) пу­зырьков. • Все твердые частицы в пульпе должны находиться во взвешенном состоянии и в условиях тесного контакта с пу­зырьками воздуха. Максимальная частота столкновения час­тиц с пузырьками должна протекать при минимальных отно­сительных скоростях их движения, но при достаточном для пол­ной минерализации пузырьков пути их движения в пульпе. • Всплывание минерализованных пузырьков должно про­ходить в относительно спокойной (безвихревой) среде или в восходящем потоке пульпы, что улучшает флотацию крупных частиц и агрегатов. • Должно обеспечиваться оптимальное соотношение ме­жду количеством флотационной пены и скоростью ее удале­ния. Если эта скорость будет чрезмерно большой, то не будет обеспечиваться возможность возврата частиц пустой породы, механически захваченных пузырьками, из пены в пульпу и ка­чество концентрата ухудшится. Если же скорость удаления пе­ны будет недостаточной, то из-за деминерализации пены сни­зится извлечение. • Непрерывность флотации, т. е. непрерывное питание ма­шины и непрерывная разгрузка сфлотированных и несфлотированных частиц. • Возможность регулировки высоты уровня пульпы и пе­ны, величины внутрикамерной циркуляции и аэрации пульпы. Кроме этих требований, к флотационной машине, как и ко всякой другой, предъявляются общетехнические требования: надежность в работе, высокая износоустойчивость деталей, ма­лая энергоемкость, дешевизна, простота конструкции и т. д. 8.3.2. Механические флотационные машины Во всех аэрационных узлах флотационных машин заса­сывание воздуха из атмосферы и образование пульповоздушной смеси, выбрасываемой под действием центробежных сил в камеру, обусловлено образованием небольшого вакуума в полости вращающегося импеллера. В качестве импеллеров ис­пользуются мешалки различных конструкций (дисковые с радиально расположенными лопатками, стержневые — типа бе­личьего колеса с осевыми насосами внутри них — и др.). В России наибольшее распространение получили механи­ческие флотационные машины ФМР. Стандартная машина собирается из двухкамерных секций: первая камера является всасывающей, вторая — прямоточной (рис. 8.4). Рис. 8.4. Схема продольного разреза флотомашины ФМР с всасывающими (а) и прямоточной (б) камерами В каждой камере устанавливается блок аэраторов. Блок состоит из вертикального вала 10 с насаженным на нем им­пеллером, который представляет собой диск 19 с шестью радиальными лопатками 17. Вал вращается внутри трубы 2, верхний конец которой закрыт наглухо. В нижней части тру­ба расширяется и к ней крепится надымпеллерный диск 9 с лопатками статора 16, расположенными под углом 60° к ра­диусу. Направляющие лопатки (статора) способствуют пре­вращению тангенциальной составляющей динамического на­пора пульпы в статическую, увеличивая тем самым аэрацию. Радиальный зазор между лопатками импеллера и статора не должен превышать 5—8 мм. Исходная пульпа из приемно­го кармана 1 поступает в аэратор по трубе 20, а воздух — по трубе 3. Для внутрикамерной циркуляции надымпеллерный диск имеет круглые отверстия, расположенные по окружности над лопатками 17 импеллера 19. Кроме того, для регулирова­ния внутрикамерной циркуляции в нижней части трубы 2 име­ются небольшие отверстия в верхней части, а в нижней (рас­ширенной) — большое отверстие 18, которое прикрывается заслонкой 14. Тягой 5 она устанавливается в таком положе­нии, чтобы был обеспечен оптимальный поток пульпы на им­пеллер, необходимый для достижения максимальной аэрации. Для всасывания промпродуктов в каждой камере может быть установлен патрубок, идущий от центральной трубы к перед­ней стенке камеры. В тех камерах, куда промпродукт не посту­пает, патрубок не устанавливается, а отверстие в расширен­ной части вертикальной трубы закрывается пробкой 15. Пен­ный продукт удаляется в сборный желоб. Всасывающая (а) и прямоточная (б) камеры разделены пе­регородкой 4. В каждой второй камере секции, или в послед­ней камере прямоточной машины, имеется устройство для ре­гулирования уровня пульпы и удаления камерного продукта (хвостов). Основная часть пульпы переливается через отвер­стие 13 в боковой стенке камеры 12 и поступает в приемный карман следующей камеры. Чтобы вместе с камерным продук­том не уходила пена, разгрузочное отверстие экранировано пе­регородкой 6. Для регулирования высоты слоя пены в камере (секции) или, что-то же самое, уровня пульпы, разгрузочное отверстие со стороны межкамерного кармана прикрыто за­слонкой 11, положение которой регулируется устройством 8. Для разгрузки крупных частиц (песков), находящихся в нижнем слое пульпы, внизу межкамерной перегородки 12 име­ется небольшое отверстие, которое может перекрываться ши­бером при опускании его тягой 7. Для создания спокойной зоны пенообразования предусмот­рен успокоитель, состоящий из радикальных Г-образных пла­стин, расположенных вокруг статора и прикрепленных ко дну камеры. Для устранения застаивания пены в задней части ка­меры и ускорения пеносъема задняя стенка выполнена изо­гнутой в сторону пенного порога, лопасти пеносъемника име­ют шарнирную подвеску. Преимуществами механических флотационных машин по сравнению с другими типами машин являются их хорошие ги­дродинамические параметры, универсальность применения и пригодность для использования в любых технологических схе­мах, отсутствие потребности в дополнительных источниках воздуха. К недостаткам механических машин относятся: непосто­янная аэрационная характеристика, зависящая от степени изно­са импеллера и статора, отсутствие регулирования количества воздуха в зависимости от потребностей технологического про­цесса, сложность конструкции, относительно высокая энерго­емкость и металлоемкость, довольно быстрый износ статора и импеллера. 8.3.3. Пневмомеханические флотационные машины Из пневмомеханических машин с пальцевым аэратором на­ибольшее распространение получили флотационные машины типа «Аджитейр». Машины являются прямоточными и имеют принципиально одинаковый аэрирующий узел (рис. 8.5, а). На полый вал 4 насажен конический или плоский импел­лер 2, по окружности которого на расстоянии 20—30 мм друг от друга вертикально расположены стержни (пальцы) неболь­шой длины. Импеллер в камере 1 окружен статорной решеткой (успокоителем) с радиальными лопастями 3. Сжатый воз­дух по воздухопроводу через полый вал 4 подается под крышку импеллера от воздуходувки низкого давления (0,10—0,15 атм). Рис. 8.5. Схема поперечного разреза флотационной машины с пальцевым аэратором (а) и аэратора флотационных машин ФПМ и «Денвер ДР» (б) Эффективная диспергация воздуха и аэрация пульпы осу­ществляются при прохождении их между стержнями враща­ющегося импеллера и при ударе о радиальные лопатки 3 ста­торной решетки, обеспечивающей также гашение турбулент­ных потоков, выбрасываемых импеллером, вращающимся с окружной скоростью 6,0—8,5 м/с. Машины ФПМ (Россия) и «Денвер ДР» (США) с большим объемом камеры (до 36,1 м3) имеют принципиально одинако­вый центробежный аэратор (рис. 8.5, б). Нижняя часть воз­душной трубы 1, в которой вращается вал импеллера 3, по­мещена внутрь открытого конуса 2, к нижней части которого присоединяется статор 4. Труба и конус соединены между со­бой вертикальными ребрами. Такая конструкция обеспечива­ет создание кольцевого пространства между трубой и цилин­дром. При работе машины пульпа засасывается через кольце­вое пространство между трубой и цилиндром, а воздух наг­нетается по трубе 1. Пульповоздушная смесь, насыщенная хо­роню диспергированными пузырьками воздуха, выбрасывается через статор по всей поверхности днища камеры, преобра­зуясь затем в равномерные потоки, направленные вверх и спо­собствующие подъему пузырьков к поверхности. Аэратор прямоточных флотационных машин типа ОК (Финляндия) с объемом камеры до 100 м3 состоит (рис. 8.6) из лопастного ротора 1 и радиального статора 2. Ротор пред­ставляет собой диск, к которому снизу по кругу крепятся 10 элементов. Каждый элемент состоит из двух радиальных ло­пастей сложного профиля и имеет V-образную форму. Лопа­сти соседних элементов параллельны и между ними имеются щели, из которых воздух, подаваемый через полый вал 3, вы­ходит в камеру. Рис. 8.6. Аэратор флотационных машин ОК При вращении ротора пульпа со дна камеры засасывается вверх в полость между радиальными лопастями и выходит в верхней части ротора. Точки выхода пульпы и воздуха из по­лости ротора чередуются попеременно по кругу, но на выходе из него смешиваются. Образованная пульповоздушная смесь выбрасывается между лопатками статора 2 в камеру. Аэратор обладает хорошими аэрационными характеристиками и ма­шина ОК нашла широкое применение. Достоинства пневмомеханических машин: достаточная про­стота их конструкции; постоянство аэрационной характеристики, не зависящей от износа рабочих органов; возможность регулирования количества воздуха в широком диапазоне; не­большая металлоемкость; меньший расход электроэнергии; большой срок службы аэратора; простота эксплуатации. К недостаткам пневмомеханических машин относятся: невозможность организации покамерной регулировки уровня пульпы; необходимость использования всасывающего меха­нического блока для перекачки промпродуктов, а также при­менения воздуходувок для нагнетания воздуха. 8.3.4. Пневматические флотационные машины В пневматических флотационных машинах (рис. 8.7) пульпа аэри­руется и перемешивается сжатым воздухом. Рис.8.7. Пневматические флотомашины а –аэролифтная, б – флотационная колонна, в – пенной сепарации В аэролифтных машинах (рис. 8.7, а) подаваемый из ре­сивера 1 под давлением 0,12—0,3 атм воздух, выходя из тру­бок б, поднимается между продольными стенками аэролифта 5, установленными в ванне 4, и смешивается с пульпой, понижая ее плотность в этой зоне. Вследствие возникающей разности гидростатического давления пульпа выбрасывается из аэро­лифта 5 и падает между его стенками и перегородками 2. В аэ­ролифте и зоне падения происходит интенсивное перемеши­вание воздуха с пульпой и его диспергирование. Аэриро­ванная пульпа вытекает из зоны падения через отверстия в пе­регородках 2. Толщина слоя пены, образующейся между пере­городками и стенками машины, регулируется хвостовым по­рогом или накладками на пенных порогах 3. Пульпа циркулирует в ванне машины под действием аэро­лифта и течет вдоль машины под напором поступающего в машину потока. В последние годы в России и за рубежом испытываются и используются в качестве флотационных аппаратов пневмати­ческие флотационные колонны (рис. 8.7, б). Высота их меня­ется от 2 до 10 м, а сечение может быть круглым, эллиптиче­ским или прямоугольным. Исходная пульпа по пульпопрово­ду 5 подается в среднюю часть колонны 4, а воздух из ресиве­ра 1 под необходимым давлением вводится в аэратор 6, имеющий сменную поверхность из пористого материала с от­верстиями от 5 мкм до 2,5 мм. Флотация в колонне осуществляется при противоточном движении воздушных пузырьков и потоков пульпы. Пульпа движется вниз к разгрузочному отверстию 7 навстречу всплы­вающим пузырькам. Воздушные пузырьки образуют на по­верхности колонны пену, которая орошается для удаления ча­стиц пустой породы водой из трубы 3. Пена отводится по тру­бе 2. При работе колонны скорость нисходящих потоков пуль­пы должна быть меньше скорости всплывания воздушных пу­зырьков. Превышение этой скорости приведет к локальному скоплению пузырьков, их коалесценции и периодическому выбросу воздушных пробок. Во флотационной машине пенной сепарации (рис. 8017, в) загрузка пульпы, обработанной реагентами, осуществляется сверху через загрузочное устройство 1 и приемные желоба 3, обеспечивающие равномерное распределение пульпы по всей длине флотационной машины — на ее правую и левую сторо­ны. Пульпа в желобах 3 подвергается разжижению и аэрации воздухом, эжектируемым при работе брызгал 2, и воздухом, подаваемым через резиновые пористые трубки, установлен­ные в этих желобах. Затем пульпа поступает на пенный слой, образуемый в результате подачи сжатого воздуха (под давле­нием около 1,5 атм), через трубчатые резиновые аэраторы 4 с пористыми стенками, установленными на 150—200 мм ниже пенных порогов. Гидрофобные минеральные частицы закрепляются на по­верхности воздушных пузырьков, а гидрофильные частицы под действием силы тяжести падают на дно камеры и разгру­жаются через разгрузочное устройство 6. Разгрузка сфлотированных частиц осуществляется через пенные пороги в концентратные желоба 5. Принципиально новый способ подачи пульпы в машину, обеспечивающий максимальную вероятность флотации при минимальных значениях инерционных сил, позволяет значи­тельно увеличить скорость флотации и повысить крупность флотируемых частиц в 3 - 4 раза по сравнению с обычными флотационными машинами. К достоинствам машин пневматического типа относятся: предельная простота конструкции; отсутствие вращающихся частей, быстроизнашивающихся деталей и узлов, малая метал­лоемкость; простота эксплуатации. Недостатки — необходи­мость применения воздухонагнетательных установок для по­дачи воздуха и насосов для перекачки промпродуктов; огра­ниченность применения (только для простых схем флотаци­онного обогащения). При выборе машин для оснащения обогатительных фаб­рик исходят главным образом из свойств руды, возможностей получения максимальных технологических показателей, ми­нимальных энергетических затрат, простоты регулирования и эксплуатации. В настоящее время могут быть рекомендованы к широко­му промышленному использованию: • механические типа ФМР — в сложных схемах флота­ции, требующих установки большого числа всасывающих ка­мер и тщательного покамерного регулирования выхода пенно­го продукта. Они обычно используются также при флотации крупнозернистых материалов; • пневмомеханические типа ФПМ и ОК — в схемах фло­тации при крупности перерабатываемого материала не менее 40 % -0,074 мм с максимальной крупностью зерен до 1 мм; • аэролифтные — в простых схемах флотации, не требу­ющих высокой селективности, с большим выходом пенного продукта; • колонные — в схемах флотации тонкозернистых мате­риалов и в циклах перечистки концентратов. Современной тенденцией является разработка новых кон­струкций флотационных машин с камерами большого объема. Это позволяет существенно укрупнять секции, сокращает ком­муникации и вспомогательное оборудование, уменьшает число точек и приборов автоматического контроля и управления тех­нологическим процессом, повышает производительность труда. Тема 9. Вспомогательные процессы и аппараты 9.1. Обезвоживание продуктов обогащения 9.1.1. Назначение и общая характеристика процессов и продуктов обезвоживания Обезвоживанием называется разделение твердой и жидкой фаз. Ему могут подвергаться не только конечные, но и про­межуточные продукты обогащения, осуществляемого обычно в водной среде. Причинами обезвоживания являются: необходи­мость снижения затрат на транспортирование продуктов обо­гащения (концентратов); переход от мокрых процессов обога­щения к сухим или к операциям, требующим меньшей разжиженности пульпы; необходимость организации на фабрике полного водооборота с целью снижения себестоимости про­дукции и охраны окружающей среды. Для обезвоживания крупнозернистого и кускового мате­риала достаточно операции дренирования, при которой избы­ток воды удаляется самотеком. Из тонкозернистого материа­ла вода удаляется значительно труднее и для его обезвожива­ния обычно требуется несколько последовательных операций: сгущение или центрифугирование (до влажности 30—50 %) пу­тем осаждения частиц под действием силы тяжести или цен­тробежных сил; фильтрование (до влажности 10—15 %) путем отделения твердых частиц от жидкости пропусканием пульпы через пористые перегородки; сушка (до влажности 0,5—5,0 %) для удаления влаги под действием температуры. В зависимости от содержания влаги различают продукты обогащения и обезвоживания: мокрые, из которых вода (сво­бодная, гравитационная) может свободно стекать под дейст­вием сил тяжести; влажные, содержащие капиллярную и пле­ночную воду, удерживаемую между минеральными частица ми; воздушно-сухие, содержащие гигроскопическую влагу, удер­живаемую поверхностью частиц, и сухие, содержащие только кристаллизационную влагу. 9.1.2. Дренирование Дренирование представляет собой процесс естественной фильтрации жидкости через промежутки между твердыми ча­стицами или кусками под действием силы тяжести. Оно ис­пользуется для обезвоживания кускового и крупнозернистого материала в штабелях, бункерах, обезвоживающих элевато­рах, механических классификаторах и на грохотах. Обезвоживание в штабелях крупнокускового материала (до 150—200 мм) с нижним пределом крупности 0,1—1 мм про­изводится на дренажных складах, представляющих собой же­лезобетонные сооружения большой вместимости с наклонным дном, в котором проложены дренажные канавы для отвода воды. Время обезвоживания мелкого материала (например, же­лезного концентрата) достигает 24 ч после предварительного его сгущения в отстойниках. Обезвоживание в бункерах обычно прямоугольной формы с пирамидальной нижней частью, оборудованной специальными затворами-выпусками с перфорированными отверстиями для стока воды, используется главным образом на углеобогати­тельных фабриках для удаления воды из углей крупнее 0,6 мм. Обезвоживанию в элеваторах с дырчатыми ковшами под­вергается материал крупнее 2 мм в процессе его транспорти­рования из обогатительных аппаратов или отстойников. Что­бы предотвратить попадание воды из верхнего ковша в ниж­ний и получить материал влажностью не более 25—30 %, эле­ватор устанавливают под углом 60—70 % к горизонту. Обезвоживание продуктов в механических (реечных и спи­ральных) классификаторах происходит при их транспортиро­вании по днищу классификатора. Влажность средне- и мелко­зернистых железных концентратов и продуктов обогащения марганцевых руд после обезвоживания составляет 15—25 %. Обезвоживанию на грохотах может подвергаться мате­риал широкого диапазона крупности (от 0,35 до 300 мм и бо­лее). Наиболее широко используются вибрационные, самобалансные, резонансные и дуговые грохоты с щелевидными си­тами. Встряхивание и перемещение материала по грохоту значительно интенсифицируют процесс дренирования воды. 9.1.3. Сгущение Сгущением называется процесс разделения твердой и жидкой фаз, основанный на естественном осаждении мине­ральных частиц в жидкости под действием силы тяжести. Осаждение частиц при сгущении подчиняется законам стесненного падения твердых тел в жидкой среде. Скорость осаждения возрастает с увеличением крупности и плотности частиц, повышением тем­пературы и разбавлением сгущаемой пульпы, вызывающих уменьшение ее вязкости. Тонкодисперсные частицы оседают медленно из-за малой скорости падения, броуновского движе­ния и взаимного отталкивания при одноименном заряде их по­верхности. По этим причинам оседание частиц меньше 0,1 мкм практически прекращается. Решение проблемы сгущения тон­кодисперсных частиц достигается применением реагентов, вы­зывающих их слипание или агрегацию в результате коагуля­ции или флокуляции. Коагуляция под действием сил Ван-дер-Ваальса происхо­дит при уменьшении или нейтрализации заряда поверхности частиц при использовании неорганических реагентов (кисло­ты, извести, железного купороса и др.). Флокуляция обуслов­лена действием органических реагентов, вызывающих или гидрофобизацию поверхности частиц и стремление их при этом сократить поверхность контакта с более полярной жидкостью — водой (при использовании реагентов-собирателей: ксанто-генатов, жирных кислот, аминов и др.), или сцепление частиц «мостиками» полимерных молекул, закрепляющихся одновре­менно своими полярными группами на разных частицах (при использовании реагентов-флокулянтов: полиакриламида, сепа-рана, суперфлока, полиокса и др.). Магнитная флокуляция ча­стиц минералов, обладающих повышенной магнитной воспри­имчивостью, обеспечивается созданием магнитного поля. Рис. 9.1. Схема зон осаждения пульпы в сгустителях (а) и конструкции одноярусных радиальных сгустителей с центральным (б) и периферическим (в) приводом В настоящее время сгущение производится в основном в цилиндрических (радиальных) сгустителях с механической раз­грузкой осадка. При установившемся режиме в сгустителе мож­но выделить (рис. 9.1, а): зону А осветленной жидкости, уда­ляемой в слив; зону Б пульпы исходной плотности, в которой происходит (в зависимости от содержания твердого) свобод­ное или стесненное падение зерен; зону Г уплотнения, в кото­рой дополнительное выделение жидкости происходит в ре­зультате сжатия осадка под давлением находящегося выше материала; промежуточную зону В. Разгрузка сгущенного ма­териала осуществляется медленно вращающимся в центре сгу­стителя устройством, перемещающим осевшие твердые части­цы к отверстию в средней части его днища. По расположению приводного механизма различают сгустители с центральным и периферическим приводом. Сгуститель с центральным приводом может быть одно-или многоярусным. Одноярусный радиальный сгуститель (рис. 9.1, б) состоит: из цилиндрического чана 1 диаметром от 2,5 до 50 м и глубиной от 1,5 до 5 м с горизонтальным (при малом диаметре) или коническим (при большом диамет­ре) днищем и кольцевым желобом 2 для удаления слива; раз­грузочной воронки 3, заглубленной по отношению к уровню слива примерно на 0,5—1 м и снабженной металлической ре­шеткой для гашения скорости потока и дефлектором — рас­пределителем поступающей пульпы; механизма для разгрузки сгущенного продукта. У сгустителей небольшого диаметра (до 18—24 м) меха­низм разгрузки осадка крепится на ферме 7. Он представляет собой вращающийся от привода 8 вал 5 с граблинами б в ви­де крестовины с наклонными гребками (или в виде полуспи­ралей), позволяющими перемещать осадок к разгрузочному конусу 4 в центре днища. У сгустителей большего диаметра (до 50 м и более) вал заменяется сварной конструкцией, опи­рающейся на центральную колонну. Для предотвращения по­ломок механизма при перегрузках сгустителя, регистрируе­мых указателем 10, вал вместе с граблинами может переме­щаться в вертикальном направлении вручную или автомати­чески механическим устройством 9. Разгрузочный механизм сгустителей с периферическим при­водом (рис. 9.1, в) диаметром до 100 м и глубиной до 7 м име­ет вид рамы с гребками 3, которая опирается на центральную колонну 1 и монорельс 5, уложенный вкруговую на стенке ча­на 6. У периферии рама заканчивается кареткой 4, на которой размещены электропривод, редуктор, приводной ролик и бал­ласт для увеличения силы сцепления ролика с рельсом при вра­щении рамы 2 вокруг центральной оси. Окружная скорость движения граблин или гребковой ра­мы у периферии составляет обычно 0,1 м/с; она уменьшается до 0,05 м/с при сгущении тонких шламов и возрастает до 0,2 м/с при сгущении грубозернистых пульп. Удельная производи­тельность составляет при этом от 0,1 до 2 т/(м2∙сут) и только при сгущении магнетитовых и титаномагнетитовых концен­тратов магнитной сепарации благодаря их магнитной флокуляции достигает 6—8 т/(м2∙сут). Для откачки продукта, сгущенного до плотности 60—70 % твердого, из сгустителей малого диаметра применяют диафрагмовые насосы, а из сгустителей большего диаметра — центре бежмые песковые насосы. Слив сгустителей используется в качестве оборотной воды. Для предотвращения потерь пены с ним при сгущении флотационных концентратов перед слив­ным порогом устанавливают пеноотбойник (экран), заглуб­ленный ниже уровня слива. Исходная пульпа поступает в сгу­ститель по трубопроводу или желобу, проложенным по не­подвижной ферме 7. Рис. 9.2. Схема цилиндрического сгустителя с осадкоуплотнителем (а) и пластинчатого сгустителя (б) В последнее время на угольных фабриках для сгущения шламов и хвостов флотации кроме радиальных сгустителей используются также цилиндроконические сгустители с осад­коуплотнителем (рис. 9.2, а), состоящие из цилиндрической 1 и конической 2 частей, питателя 3, сливного кольцевого жело­ба 4 и разгрузочного устройства 5 для сгущенного продукта. Цилиндрическая часть обеспечивает необходимую степень оса­ждения тонких зерен, а коническая — уплотнение осадка до 80 ° о твердого при удельной производительности на 1 м2 по­верхности несколько большей, чём у радиальных сгустителей. Для сгущения рудных тонкодисперсных продуктов начи­нают применять пластинчатые сгустители (рис. 9.2, б), представляющие собой камеру 1, в которой установлены пакеты параллельных плоскостей 2 общей площадью до 1000 м2, из сте­клопластика или нержавеющей стали, расположенных на рас­стоянии 30—50 мм друг от друга под углом 25—60° к гори­зонту. Это позволяет разделить поток на струи 4 с ламинар­ным движением, значительно уменьшить путь оседания твер­дых частиц и тем самым резко увеличить удельную производительность сгущения на горизонтальную площадь всех пло­скостей. Твердые частицы оседают на наклонные плоскости, перемещаются вниз и удаляются через патрубок 5; осветлен­ная жидкость поднимается вверх и сливается через патрубок 3. Разгрузка сгущенного продукта до 60—75 % твердого может быть автоматизирована; регулирование его плотности при этом может осуществляться с использованием гамма-лучей, ульт­развука или электропроводности пульпы, а изменение скоро­сти разгрузки — «наложением» на пакет пластин вибрации с малой амплитудой колебаний. Для сгущения пульп, содержащих быстрооседающую твер­дую фазу, например магнитную фракцию сепарации железных руд, применяют гидросепаратор, представляющий собой не­высокий сгуститель с центральным приводом и используемый обычно как классифицирующий аппарат. Его использование позволяет совместить две операции — сгущение и удаление шламистых частиц породы, что очень важно при сгущении, например, магнетитовых и титаномагнетитовых концентра­тов. Эффективность этих операций повышается при исполь­зовании специальных магнитных дешламаторов, отличающих­ся от гидросепараторов наличием намагничивающего устрой­ства, состоящего из четырех катушек, расположенных в пита­ющей воронке. Для предварительного сгущения продуктов иногда исполь­зуют пирамидальные отстойники и гидроциклоны, сливы ко­торых поступают в радиальные сгустители, а сгущенные про­дукты аппаратов обычно объединяются. В отстойниках пуль­па поступает в головную часть и движется к сливному порогу на противоположной стороне. По пути движения пульпы твер­дые частицы оседают в камеры и выпускаются через специ­альные разгрузочные отверстия вручную через патрубки с кранами, при помощи диафрагмовых насосов и автоматически через шлюзовой питатель. Обезвоживающие гидроциклоны и мультициклоны устанавливают обычно перед сгустителем. 9.1.4. Фильтрование Фильтрованием называется процесс разделения твердой и жидкой фаз пульпы с помощью пористой перегородки под действием разности давлений, создаваемой разряжением или избыточным давлением воздуха. Жидкая фаза при этом про­ходит через пористую перегородку в виде фильтрата, а твер­дая задерживается на ее поверхности, образуя слой осадка — кека. Разность давлений в пресс-фильтрах создается подачей пульпы на фильтрующую перегородку под давлением выше атмосферного, а в вакуум-фильтрах — созданием вакуума за пористой перегородкой ниже 0,1 МПа. В качестве пористой перегородки используют синтетические, реже хлопчатобумаж­ные и шерстяные ткани, иногда металлические сетки с отвер­стиями 0,1—0,2 мм. Для обезвоживания угольных и рудных суспензий на обо­гатительных фабриках применяют преимущественно вакуум-фильтры, которые по конструкции основного рабочего орга­на разделяются на дисковые, барабанные и ленточные. В дисковых вакуум-фильтрах (рис. 9.3, а) фильтрация осу­ществляется через боковую поверхность фильтрующих элемен­тов — секторов, закрепленных на вращающемся от привода 3 валу и образующих сплошной диск 2, погруженный нижней частью в ванну 6 с пульпой, подаваемой сверху или через ее днище. Мешалка 4, совершая качательное маятниковое дви­жение вокруг вала 1, взмучивает пульпу. Каждый сектор (рис. 9.3, б, в) представляет собой обтянутую тканью фильтрую­щую камеру 8 из дерева (см. рис. 9.3, б), металла (см. рис. 9.3, в) или синтетического материала, подсоединенную через патрубок 9 (с помощью шпильки, накладки и гайки) к про­дольному каналу 10 пустотелого вала 1, конец которого вхо­дит в обойму распределительной головки 3 (см. рис. 9.3, а). Чи­сло секторов равно числу продольных каналов, которые при вращении вала (с частотой 0,13—2 мин-1) поочередно совмещаются с окнами неподвижной распределительной головки (рис. 9.3, в), находящимися под вакуумом (окна 11, 13) через патрубок 12 и давлением (окна 14, 17) сжатого воздуха, подводимого через патрубки 15 и 16. Рис. 9.3. Схема дискового вакуум-фильтра (а), фильтрующих секторов (б) и распределительной головки (в) В период, когда сектор погружен в пульпу, соответствующий продольный канал вала соединяется с системой вакуума через окна 11 и происходит отсасывание жидкости через ткань с образованием на ней осадка -кека нарастающей толщины. При выходе из пульпы сектор продолжает некоторое время сообщаться с вакуумом через ок­на 13, вызывая уплотнение и просушку кека воздухом. Затем продольный канал вала соединяется с окном 14, подключен­ным к линии сжатого воздуха, и происходит отдувка кека от фильтроткани с последующим снятием его боковыми ножами 5, армированными резиной. При подключении к окну 17 фильтроткань продувается сжатым воздухом с целью очистки ее отверстий. Затем цикл фильтрования повторяется. Преимуществом дисковых фильтров является большая фильтрующая поверхность и возможность быстрой замены любого сектора при выходе из строя фильтроткани. При чис­ле дисков от 2 до 14 и диаметре их от 1,8 до 2,5 м общая пло­щадь фильтрующей поверхности составляет 9—100 м2. Барабанный вакуум-фильтр с внешней фильтрующей по­верхностью (рис. 9.4) состоит из вращающегося на подшип­никах 3 перфорированного барабана 5, покрытого фильтротканью 6 и погруженного в ванну 7 с пульпой, перемешивае­мой мешалкой 9 маятникового типа. Рис. 9.4. Схема барабанного вакуум-фильтра с внешней фильтрующей по­верхностью Внутри поверхность ба­рабана разделена на продольные полые секции, соединенные отводящими фильтрат трубами 4 с секциями пустотелых цапф 5. К торцевым поверхностям цапф прижаты распределитель­ные головки 2, через окна которых производится поперемен­ное соединение отдельных секций барабана с вакуумом и дав­лением. Принцип работы фильтра аналогичен дисковому ва­куум-фильтру. За один оборот барабана совершается полный цикл фильтрации: образование, подсушка и отдувка кека, ре­генерация фильтроткани. По сравнению с дисковыми фильт­рами барабанные вакуум-фильтры более пригодны для обезвоживания труднофильтруемых продуктов, поскольку они по­зволяют монтировать приспособления для дополнительного удаления влаги из кека во время фильтрации: устройства для промывки кека и заглаживания трещин, хлопуши, рыхлители, отжимные ролики и вибраторы. Фильтры с предварительным нанесением на барабан поверх ткани слоя кизельгура, целлю­лозы или других фильтрующих материалов используются для получения фильтрата высокой степени чистоты. Магнитные фильтры (с расположенным внутри их магнитными систе­мами) предназначены для обезвоживания магнетитовых кон­центратов. К существенным недостаткам вакуум-фильтров с внешней фильтрующей поверхностью относятся большая площадь и объем при малой фильтрующей поверхности, длительное вре­мя, необходимое для крепления фильтроткани и ее замены при порыве. При изменении диаметра барабана от 1,75 до 3 м и его длины от 0,95 до 4,4 м фильтрующая поверхность воз­растает с 5 до 40 м2. Барабанные фильтры с внешней фильтрующей поверхно­стью, как и дисковые фильтры, изготовляют в обычном (типа БОУ, ДУ) и кислотостойком (БОК, ДК) исполнении для фильт­рования тонкозернистых материалов с верхним пределом крупности 65—70 % класса -0,074 мм. Для фильтрования материалов большей крупности ис­пользуют барабанные вакуум-фильтры с внутренней фильт­рующей поверхностью, ленточные вакуум-фильтры и план-фильтры. В барабанных вакуум-фильтрах с внутренней фильтрую­щей поверхностью фильтрующие секции общей площадью от 10 до 40 м2 расположены на внутренней поверхности сплошно­го барабана диаметром 2,7 м и длиной от 1,2 до 5,2 м. Про­дольные каналы между барабаном и фильтротканью соедине­ны, как и у барабанных фильтров с внешней фильтрующей по­верхностью, с каналами полой цапфы, которые через распределительную головку подключаются при вращении барабана к вакууму или сжатому воздуху. Пульпа подается внутрь ба­рабана, кек отдувается в верхней его части и падает на ленту конвейера, удаляющего его из барабана. Ленточный вакуум-фильтр (рис. 9.5, а) представляет со­бой бесконечную резиновую ленту 5 с отверстиями, покрытую фильтротканыо и натянутую на приводной 1 и натяжной 6 ба­рабаны. Рис. 9.5. Схема ленточного фильтра (а) и планфильтра (б) Борта ленты скользят со скоростью 0,01— 0,167 м/с по двум направляющим планкам 3, а средняя ее часть прилегает к колосниковой решетке над вакуумной камерой 2, соединен­ной патрубками с коллектором для фильтрата. Пульпа поступа­ет из питающего лотка 4, образующийся слой кека снимается ножевым устройством 9 на приводном барабане. Нижняя часть ленты, поддерживаемая роликами 7, может подвергаться про­мывке устройством 8 с целью регенерации фильтроткани. В планфильтре (рис. 9.5, б) горизонтальная тарель 2 ус­танавливается на раме 1 и приводится во вращение через ре­дуктор 5 электродвигателем 6, покрыта сверху перфориро­ванным диском 3, на который натягивается фильтровальная ткань. Пространство между диском и дном тарели разделено на ряд секций, сообщающихся каналами с распределительной головкой 4, которая при вращении тарели последовательно соединяет ее секции с вакуумом (при отсосе фильтрата) или со сжатым воздухом (при подсушке кека, его отдувке и регенера­ции ткани). Цикл фильтрования совершается за один оборот тарели. Пульпа на фильтрующую поверхность подается свер­ху. Слой образующегося кека снимается с диска вращающим­ся от электродвигателя 8 шнеком 7. Недостатком планфильт­ра и ленточных вакуум-фильтров является малая площадь их фильтрующей поверхности (до 10 м2), достоинством — возмож­ность промывки кека. Вакуум-фильтры работают при вакууме 0,04—0,09 МПа и давлении сжатого воздуха при отдувке кека до 0,05 МПа. Удель­ная производительность их увеличивается, а влажность кека уменьшается с увеличением вакуума и температуры пульпы, крупности материала и содержания твердого в фильтруемой пульпе, при уменьшении содержания в ней шламистых час­тиц, забивающих поры фильтроткани, и осуществлении маг­нитной флокуляции материала или флокуляции его под дей­ствием гидрофобизирующих реагентов. При добавке синтети­ческих флокулянтов забивка пор уменьшается и производитель­ность фильтров возрастает, однако влажность кека при этом также возрастает (из-за внутрифлокулярной воды) на 1,5—2 %. Аналогичное влияние оказывает увеличение скорости движе­ния фильтрующей поверхности. Удельная производительность дисковых и барабанных фильтров с внешней фильтрующей поверхностью составляет 0,1—2 т/(м2∙сут) при влажности кека 8—25 %, барабанных фильтров с внутренней фильтрующей поверхностью — 0,6-1,15 т/(м2∙сут) при влажности кека 10,5 -14 %, ленточных и планфильтров — 0,3—10 т/(м2∙сут) при влажности кека 9—20 %. В вакуум-фильтровальных установках применяют в зави­симости от конкретных условий производства схему с прину­дительным удалением фильтрата насосами или схему с само­течным удалением фильтрата (рис. 9.6). Рис. 9.6. Схемы вакуум-фильтровальных установок с принудительным (а) и самотечным (б) удалением фильтрата По первой из них (рис. 9.6, а) фильтрат из вакуум-филь­тра 1 отсасывается по трубопроводу 4 в ресивер 2, откуда вы­качивается центробежным насосом 9. Расстояние h от нижней точки ресивера 2 до оси насоса 9 должно составлять не менее 600 мм; на трубопроводе, соединяющем под углом 45° ресивер и насос, устанавливается обратный клапан. Во избежание по­падания фильтрата в вакуум-насос 5 на высоте 10,5 м над гидрозатвором 8 установлена ловушка 7 для окончательной очист­ки воздуха от фильтрата, который самотеком попадает в гид­розатвор по барометрической трубе 3. Сжатый воздух для отдувки кека поступает от воздуходувки 6. Вторая схема (рис. 9.6, б) отличается от рассмотренной тем, что фильтрат из ресивера 2 поступает самотеком по баро­метрической трубе 3 в гидрозатвор 8, из которого может отка­чиваться насосом. Фильтр 1 и ресивер 2 в этом случае должны располагаться на высоте 10,5 м над гидрозатвором 8. Достоинством схемы с самотечным удалением фильтрата (см. рис. 9.6, б) является простота и надежность в работе; не­достатком — возможность зашламования гидрозатвора и не­обходимость устанавливать фильтры и ресиверы на высоте 10— 10,5 м. Преимущество схемы с принудительным удалением фильтрата (см. рис. 9.6, а) заключается в экономии высоты здания и устранении зашламования системы при хорошей ра­боте насосов. Недостатки связаны с дополнительными затра­тами на насосы, большим их числом и ненадежной работой, особенно при отдельных отводах фильтрата от секций набора и просушки кека, необходимостью строгого контроля уровня фильтрата в ресивере и более сложным обслуживанием ваку­ум-фильтровальных установок. Пресс-фильтры (рис. 9.7) применяются для обезвоживания труднофильтруемых и разжиженных тонкодисперсных суспензий под действием избыточного давления. Рис. 9.7. Принципиальная схема пресс-фильтра типа ФПАК. Они получают все более ши­рокое распространение на предприятиях, использующих ком­бинированные схемы переработки полезных ископаемых, и при решении проблем водно-шламового хозяйства на углеобога­тительных фабриках. Камерный автоматический пресс-фильтр типа ФПАК (рис. 9.7) состоит из упорной 5, опорной 12 и фильтроваль­ных 4 плит, между которыми проходит бесконечная лента фильтроткани 8, огибающая ролики 2, где происходит съем осадка с нее ножами 1 в приемники 10. Натяжение фильтроткани производится с помощью устройства 7, промывка ее и зачистка осадка скребками — в камере регенерации 9. Фильт­ровальные плиты представляют собой горизонтальные каме­ры, перекрытые сверху тканью 8 и щелевидным ситом 16, име­ющие внизу глухое конусное днище 15 для сбора фильтрата, который отводится через патрубки 14 и коллектор 11, распо­ложенные на боковой стенке пресс-фильтра. Пресс-фильтр работает периодически. В каждом цикле сна­чала с помощью насоса под давлением 800—1000 кПа в ре­зиновые уплотнительные ткани 9 накачивается вода и они плотно закрывают зазоры между плитами, зажимая фильтроткань. Затем в пространство между плитами по трубопроводу 6 и патрубкам 13 под избыточным давлением до 500 кПа подается исходная пульпа. После этого включается компрес­сор, нагнетающий сжатый воздух по этой же системе под давлением 400—500 кПа. Вода фильтруется через ткань, а оставшийся осадок просушивается поступающим воздухом. Отключение воды, подаваемой в уплотнительные шланги 3, приводит к изменению их формы на овальную, образова­нию зазора между плитами и освобождению фильтроткани 8, которая электроприводом перемещается на длину одной плиты. Работа пресс-фильтра полностью автоматизирована. Пе­риод полного цикла фильтрования составляет 3—10 мин в за­висимости от крупности фильтруемого материала и консистен­ции пульпы. Преимущество пресс-фильтров, по сравнению с ва­куум-фильтрами, заключается в получении более чистого филь­трата и меньшей влажности осадка; недостатком их является сложность конструкции, малая производительность и боль­шие эксплуатационные затраты. 9.1.5. Центрифугирование Центрифугирование является процессом разделения твер­дой и жидкой фаз под действием центробежных сил. Исполь­зуется оно в основном на углеобогатительных фабриках для обезвоживания мелких классов углей, флотационных концен­тратов и хвостов обогащения. Высокая интенсивность отделе­ния влаги от твердых частиц при центрифугировании обу­словлена тем, что ускорение центробежных сил в центрифугах в десятки и сотни раз превосходит ускорение силы тяжести в обычных аппаратах. По принципу своего действия центрифу­ги разделяются на фильтрующие и осадительные. Фильтрующие центрифуги оснащены коническим перфо­рированным ротором, расположенным вертикально или гори­зонтально. В России получили наибольшее распространение вер­тикальные фильтрующие центрифуги с вибрационной (типа ФВВ) и шнековой (типа ФВШ) выгрузкой осадка. Рис. 9.8. Схема фильтрующих центрифуг с вибрационной (а) и шнековой (б) выгрузкой осадка В фильтрующих центрифугах с вибрационной выгрузкой осад­ка (рис. 9.8, а) производительностью до 350 т/ч исходный ма­териал подается через загрузочное устройство 4 в нижнюю часть вращающегося фильтрующего ротора 7 диаметром до 1500 мм, установленного на верхних 2 и нижних 1 амортизато­рах, связанных с втулкой 5, вращающейся с частотой 350— 470 мин'1 вокруг трубчатой стойки 12. Одновременно ротору сообщаются вертикальные вибрации от эксцентрика 11 через шатун 10 и амортизатор 3. Под комбинированным воздейст­вием центробежных сил и осевых вибраций материал распре­деляется равномерным потоком по фильтрующей поверхно­сти ротора и обезвоживается, продвигаясь вверх к его широ­кой части. Фугат проходит через фильтрующие щели стенок ро­тора и удаляется по желобу 9; обезвоженный материал разгру­жается через верхнюю кромку ротора в кольцевое простран­ство между внутренним 6 и наружным 8 кожухами центри­фуги и попадает в приемник, расположенный под аппаратом. В фильтрующих центрифугах со шнековой выгрузкой осадка (рис. 9.8, б) производительностью до 100 т/ч внутри вращающе­гося с частотой 600 мин-1 сетчатого ротора 2 диаметром до 1000 мм расположен шнек 3 в виде усеченного конуса с закре­пленной на его поверхности спиралью. Исходная пульпа подает­ся на вращающуюся крышку шнека и отбрасывается центробежными силами к внутренним стенкам ротора. Вода фильтру­ется через слой осадка и сетчатую поверхность ротора, и фугат удаляется из корпуса 1 центрифуги. Обезвоженный осадок перемещается по ротору спиралями шнека, вращающегося с меньшей, чем у ротора, угловой скоростью, и разгружается в приемный бункер 4. Преимуществом фильтрующих вибрационных центрифуг является меньшая измельчаемость материала при центрифуги­ровании и большая чистота фугата, чем в шнековых фильт­рующих центрифугах, однако последние позволяют получать осадок меньшей (на 1—1,15 %) влажности, которая зависит от содержания тонких частиц в исходной пульпе и составляет 6—9 %. Осадителъные центрифуги имеют только шнековую вы­грузку осадка. Наибольшее распространение из них получили центрифуги (рис. 9.9) с ротором диаметром до 1350 мм цилин-дроконической конфигурации и горизонтальной осью вращения (чипа НОГШ) производительностыо до 300 м3/ч. Пульпа в них подается внутрь вращающегося шне­ка 4, а затем через его окна 3 попадает во вращающийся с большой частотой (800 мин-1) ротор 5 и заполняет его до уровня сливных окон 2. Рис. 9.9. Схема осадительной центрифуги со шнековой выгрузкой осадка Под действием центробежных сил частицы прижимаются к внутренней стенке ротора, а жидкая фаза переливается через кромку сливных окон 2 и поступает в сборник фугата. Образовавшийся слой осадка из зоны осажде­ния перемещается шнеком в зону обезвоживания и разгружа­ется через специальные окна 6. Влажность осадка изменя­ется в пределах 10— 25 %. Увеличение частоты вращения ротора и крупности материала повышает чистоту фугата и снижает влажность осадка; уменьшение крупности мате­риала, увеличение нагрузки на центрифугу и скорости враще­ния шнека выше оптимальных оказывают обратное влияние. Подача флокулянтов снижает содержание твердого в фугате. 9.1.6. Сушка Сушка основана на испарении влаги в окружающую сре­ду при нагревании, является дорогостоящей операцией и ис­пользуется только в тех случаях, когда необходимо предот­вратить смерзание концентратов, удешевить их перевозку на большие расстояния или когда другие методы обезвоживания не могут обеспечить требуемых кондиций по влажности про­дуктов. Для сушки продуктов применяют различные типы печей (подовые, шахтные, барабанные, электрические, кипящего слоя и др.) и труб-сушилок, из которых на обогатительных фабриках наибольшее распространение получили барабан­ные сушилки, вертикальные трубы-сушилки и сушилки кипя­щего слоя. Рис. 9.10. Схема барабанной сушилки (а) и типы насадок (б) Барабанная сушилка (рис. 9.10, а), широко применяемая для сушки углей, рудных и нерудных материалов широкого ди­апазона крупности, представляет собой сварной барабан 3 ди­аметром 1—3,5 м и длиной 4—27 м, установленный бандажами 4 на опорные ролики 7 с углом наклона 1—5° в сторону раз­грузочной камеры 6. Вращение барабана с частотой 1—6 мин-1 осуществляется от привода 8, находящегося в зацеплении с венцовой шестерней 5. Влажный материал подается в барабан по загрузочному устройству 2; туда же из топки 1 поступает газ-теплоноситель с температурой 600—900 °С. При сопри­косновении его с материалом происходит испарение влаги, которая вместе с газом отводится естественной или прину­дительной тягой. Для перемешивания материала и его ин­тенсивного контактирования с газом-теплоносителем внут­ренняя поверхность барабана оборудована насадками (рис. 9.10, б), форма которых определяется диаметром барабана и характеристикой подвергаемого сушке материала: круп­ностью, влажностью, способностью к слипанию, спеканию и пылеобразованию. При вращении барабана материал посте­пенно перемещается (за 30—40 мин) к разгрузочной каме­ре, из которой выгружается с влажностью от 4—8 до 0,5— 1,5%. Барабанные сушилки производительностью 140—230 т/ч экономичны в работе, имеют высокую производительность по испаряемой влаге, удельный расход топлива в них не превы­шает 0,25 кг/кг. Газовые трубы-сушилки производительностью до 250 т/ч применяются главным образом на углеобогатительных фаб­риках для сушки концентратов крупностью до 12—13 мм. Они состоят из топки со смесительной камерой и вертикально установленной трубы диаметром 0,65—1,2 м и длиной от 14 до 35 м. Горячие газы (600—900 °С) засасываются из топки через нижний конец трубы вентилятором-дымососом вместе с за­брасываемым в трубу через питатель исходным материалом влажностью 14—24 %. По мере продвижения в топке вверх по трубе материал высушивается до влажности 4—9 %. Сушилки кипящего слоя (рис. 9.11) производительностью до 300 т/ч применяются для сушки углей крупностью до 50 мм и мелкозернистых рудных материалов равномерной крупно­сти. Они состоят из топливно-смесительной 1 и сушильной 4 камер, разделенных газораспределительной решеткой 2 с пло­щадью отверстий 5—11 % от общей ее площади. Исходный материал подается через загрузочное устройство 3 питателем и под действием потока горячего воздуха или дымовых газов с температурой 500—800 °С образует на решетке 2 кипящий слой высотой 30—45 см. Рис. 9.11. Схема сушилки кипя­щего слоя Взвешенное состояние частиц в потоке горячего газа обе­спечивает эффективное испарение влаги с их поверхности. Вы­сушенный продукт разгружается через патрубок 5, высоту рас­положения которого над решеткой можно регулировать. Дос­тоинствами сушилок кипящего слоя являются высокая интен­сивность сушки (как и в газовых трубах-сушилках) и возмож­ность регулирования времени пребывания материала в сушке с получением материала влажностью 0,5—8 %. 9.2. Пылеулавливание, очистка сточных и кондиционирование оборотных вод Назначением операций пылеулавливания, очистки сточ­ных и кондиционирования оборотных вод является охрана окружающей среды, обеспечение нормальных условий проте­кания технологических процессов и охраны труда на обогати­тельных фабриках. 9.2.1. Пылеулавливание Процессы дробления, сухого измельчения, пневматическо­го обогащения сопровождаются пылевыделением и оснаща­ются пылеулавливающими (аспирационными) системами. Сушка продуктов обогащения также всегда сопровожда­ется выделением большого количества пыли, поэтому все су­шильные аппараты работают в комплекте с пылеулавливаю­щими устройствами, из которых наиболее часто на обогати­тельных фабриках используются пылеосадительные камеры, ци­клоны, фильтры и мокрые пылеуловители. Пылеосадительные камеры обычно прямоугольной формы с пирамидальным днищем-бункером или воронками исполь­зуются для предварительной очистки газа или воздуха от круп­ной пыли и мелкозернистого материала за счет их осаждения под действием сил тяжести при резком уменьшении скорости газового потока в камере, поскольку ее поперечное сечение во много раз больше сечения входного патрубка. Степень очистки газа от пыли составляет 40—70 %. Осевшая пыль из бункера или воронок удаляется через специальные устройства (затво­ры, винтовые конвейеры и др.) Циклоны (рис. 9.12, а) используются для улавливания пыли с нижним пределом крупности частиц до 5 мкм. Рис. 9.12. Схемы циклона (а) и батарейных циклонов типа ЦГ-1 (б) и ПБЦ-50(в) Пылегазовая смесь в них подается со скоростью до 25 м/с в цилиндрическую часть 1 аппарата по касательной к внутренней поверхности вход­ного патрубка 2 и получает вращательное движение, спускаясь вниз. Возникающие при этом центробежные силы прижимают твердые частицы к стенке и они, перемещаясь по спирали в ко­ническую часть 4, разгружаются через пылевую насадку 5. Очи­щенный воздух удаляется из циклона через выходной патру­бок 3. Степень очистки воздуха, составляющая 60—80 % у ци­клонов большого диаметра (2—3 м), возрастает до 90—92 % при использовании циклонов малого диаметра (0,3 —0,5 м) в свя­зи с резким увеличением центробежной силы в них. Существен­ный недостаток циклонов малого диаметра — небольшая про­изводительность — преодолевается объединением их в батареи. Батарейные циклоны, применяемые для улавливания пыли с нижним пределом крупности частиц до 5 мкм, состоят из большего числа (до 60) отдельных циклонов диаметром 40— 250 мм, работающих параллельно. Запыленный воздух в ба­тарейный циклон типа ЦГ-1 (рис. 9.12, б) подается через входной патрубок 9 в среднюю часть корпуса 8, ограничен­ную горизонтальными перегородками 2 и 4, откуда попадает в циклоны 1 по кольцевому зазору между стенкой циклона и выхлопной трубой 3, снабженной винтовым направляющим устройством для придания воздуху вращательного движения. Осевшая пыль из циклонов разгружается в бункер 10; очи­щенный воздух по осевым выхлопным трубам 3 попадает в верхнюю часть корпуса и удаляется или через отверстие 6 в крышке 7, или через патрубок 5. Батарейный циклон ПБЦ-50 (рис. 9.12, в) отличается от рассмотренного тем, что в нем вместо осевых закручивающих устройств используется под­вод запыленного газа по касательной, как в обычных цикло­нах. Запыленный газ со скоростью 10—12 м/с поступает через входной коллектор 1 одновременно во все циклоны б, уста­новленные наклонно в корпусе 3. Пыль из циклонов попадает в пылесборники 5 и разгружается через шлюзовые затворы 4, очищенный газ удаляется через газоотводящий коллектор 2. Из пылеулавливающих фильтров наибольшее распростра­нение на обогатительных фабриках получили рукавные филь­тры и электрофильтры. В рукавном фильтре (рис. 9.13, а) корпус 2 разделен вер­тикальной перегородкой на секции, отделенные горизонталь­ными перемычками 6 от пылевого бункера 7 со шлюзовым за­твором 8. Рис. 9.13. Схемы рукавного фильтра (а) и электрофильтра типа ДВП (б) Перемычки снабжены патрубками для крепления нижней части тканевых рукавов 5, изготовляемых из хлопча­тобумажных, шерстяных, синтетических, минеральных (асбесто­вых), стеклянных фильтровальных тканей и нетканых матери­алов. Верхняя часть рукавов крепится на встряхивающем ме­ханизме 4. Запыленный воздух из патрубка 1 распределяется через приемную камеру по рукавам и очищенный от пыли уда­ляется через патрубок 3. Пыль, осевшую на внутреннюю по­верхность рукавов, периодически (каждые 3—8 мин) стряхива­ют в пылевой бункер 7, предварительно отключая автоматиче­ски подачу пылегазовой смеси и включая подачу сжатого возду­ха для лучшего удаления пыли с поверхности ткани. В момент стряхивания пыли в одной секции запыленный воздух подается на очистку в параллельную секцию. Число рукавов в секции рукавного фильтра типа РФГ-У — 14, число секций — 4—-10, общая площадь фильтрующей поверхности — 112—280 м2. Достоинствами фильтров являются высокая степень очистки (до 98 %) от крупной и мелкой пыли при ее различной кон­центрации в пылегазовой смеси, простота эксплуатации и воз­можность полной автоматизации; недостатками — необходи­мость регенерации фильтрующей ткани и периодичность ра­боты секций фильтра. Пылеулавливание в электрофильтрах основано на заря­жании частиц пыли в поле коронного разряда и осаждении их на электроде противоположного знака. Осадительные электро­ды имеют форму пластин или труб диаметром 150—300 мм и длиной 3—4 м, изготавливаются из стали (для нейтральных газов) или свинца (для кислых газов) и обычно заземлены. Коронирующие электроды из нихромовой проволоки толщиной 1,5—2 мм натянуты между пластинами или по оси труб и на­ходятся под напряжением 50—60 кВ. Коронирующие и осадительные электроды располагаются вертикально. Наибольшее распространение получили пластинчатые фильтры типа УВП (угольный вертикальный пластинчатый) для улавливания взрывоопасной пыли и ДВП (дымовой вертикальный пла­стинчатый) для улавливания невоспламеняющейся пыли. Запыленный воздух в электрофильтрах типа ДВП (рис. 9.13, б) подается через входной патрубок 1 корпуса 2 и направ­ляющими лопастями 9 вводится снизу в вертикальное простран­ство осадительных электродов 3, выполненных в виде сдво­енных пластин с узкой щелью между ними для удаления осев­шей пыли. Коронирующие электроды 4 располагаются между осадительными. Они объединены подвеской 5 и подключены к высокому напряжению через опорнопроходной изолятор 6 и изоляторную коробку 7. Осевшая пыль с осадительных элек­тродов стряхивается кулачковым механизмом в пылевой бун­кер 10, очищенный воздух удаляется через верхний патрубок 8. Степень очистки воздуха при производительности фильт­ров 106—430 м3/ч и незначительном расходе электроэнергии (0,1—0,8 кВт-ч на 1000 м3 газа) достигает 99,5 %. Они полностью автоматизированы, могут работать при высокой температуре воздуха (до 170 °С) в условиях его агрессивности и при широ­ком диапазоне содержаний в нем пыли. Недостатки связаны с большими размерами фильтров, необходимостью высококва­лифицированного обслуживания и высокой стоимостью их, по сравнению с другими пылеулавливающими аппаратами. Очистка газа или воздуха в мокрых пылеуловителях осно­вана на смачивании частиц пыли водой. Достоинством их яв­ляется высокая степень очистки (98—99 %) газа от пыли, не­достатком — необходимость обезвоживания для выделения твердых частиц из образующейся суспензии. При использовании простого мокрого фильтра-барботера (рис. 9.14, а) запыленный газ подают по трубе 3, конец ко­торой находится в воде, проходит через слой воды в цилинд­рической части 2 аппарата, освобождается от пыли и выходит по газоходу 1. Частицы пыли оседают в конусе 4 и разгружа­ются в виде шлама через устройство 5. В пенном фильтре с решеткой (рис. 13.3, 6) запыленный газ или воздух подводится по патрубку 1 со скоростью 2—2,5 м/с под решетку фильтра 7, на которую из патрубка 2 подается вода (800—900 г/м3). В результате взаимодействия газа и воды над решеткой образуется слой пены высотой 100—200 мм, обеспечивающий эффективное удаление твердых частиц из газа. Пена со шламом переливается через порог 6 и удаляется по патрубку 5, очищенный газ выводится через газоход 3, круп­ные частицы попадают в коническую часть 8 фильтра и удаля­ются через патрубок 9. Рис. 9.14. Схемы простого мокрого фильтра-барботера (а), пенного филь­тра с решеткой (б) и скруббера Вентури (в) В скруббере Вентури (рис. 9.14, в) производительностью 4000 м3/ч запыленный газ или воздух подается в трубу Венту­ри 7, на выходе которой установлено брызгало 4 для распы­ления подаваемой воды. Крупные частицы, смачиваясь водой, сразу выпадают в осадок. Более тонкие частицы улавливают­ся при прохождении газа через решетку корпуса 3 и насадку 2, смачиваемую водой из брызгал 4. Очищенный газ проходит через каплеуловитель 5, камеру б и удаляется в атмосферу. Ча­стицы осаждаются в шламовый бункер 1, из которого разгру­жаются специальным устройством. Аппараты для улавливания пыли используются не только при сушке, но и в схемах пневматической сепарации и обога­щения, очистки воздуха дробильных отделений, сортировок и обогатительной фабрики в целом. В зависимости от содержа­ния, крупности и ценности пыли применяются одно-, двух- и трехступенчатые схемы пылеулавливания, обеспечивающие очистку воздуха до санитарных норм. Одноступенчатые схемы с использованием пылеуловителей с высокой степенью очистки воздуха (электрофильтров, рукав­ных и мокрых фильтров) применяют обычно для очистки воз­духа производственных помещений с незначительным содержа­нием пыли в системе проточно-вытяжной вентиляции. Двухсту­пенчатые схемы необходимы, например, при очистке воздуха в дробильно-сортировочных отделениях обогатительных фабрик. В I ступени устанавливают обычно циклоны или пылеосадитель-ные камеры, во II ступени — сухие и мокрые фильтры или элек­трофильтры. Трехступенчатые схемы применяются для очистки газов, выходящих из сушилок кипящего слоя (рис. 13.4, а), вер­тикальных труб-сушилок и барабанных сушилок (рис. 9.15, б). Рис. 9.15. Трехступенчатая схема пылеулавливания для сушилок кипящего слоя на ГОФ «Свердловская» (а) и барабанных сушилок (б): 1 —дымосос; 2 — мокрый пылеуловитель; 3 — батарейные циклоны; 4 — шлюзовой затвор; 5, 7 — конвейеры; 6 — скребково-барабанный питатель; 8 — бункер сухого угля; 9 — циклон; 10 — бункер влажного угля; 11 — питатель; 12 — сушилка «кипящего слоя»; 13 —растопочная труба; 14 — боров; 15 — топка; 16 — патрубок входа дымовых газов; 17— разгрузочная камера (I ступень очистки) При работе в открытом цикле весь очищенный воздух или газ выбрасывается в атмосферу, в полузамкнутом цикле — часть его используется на технологические нужды. Замкну­тый цикл применяется при пневматическом обогащении, ко­гда отработанный в сепараторах воздух, пройдя грубую очи­стку от пыли, снова подается в сепараторы. 9.2.3. Очистка сточных и кондиционирование оборотных вод Источником сточных и оборотных вод на обогатитель­ных фабриках являются сливы обезвоживающих, обесшламливающих, промывочных аппаратов и хвосты обогащения. Загрязняющими примесями в них являются частицы различ­ной крупности (вплоть до коллоидных), соли жесткости и ио­ны тяжелых металлов, органические вещества и продукты вза­имодействия реагентов с минералами и растворимыми соля­ми. Содержание примесей обычно во много раз превышает пре­дельно допустимую концентрацию (ПДК) их в водоемах са-нитарно-бытового использования, составляющую (в мг/л): 0,5 — для нефти, железа, молибдена; 0,1 —для керфсина, бензина, цианида, меди, вольфрама, никеля, свинца, титана; 0,001 —для фенола, крезола, ксантогенатов, дитиофосфатов. Содержание твердых веществ в воде водоема при сбросе в него сточных вод не должно увеличиваться более чем на 0,25 мг/л, а значе­ние рН — выходить за пределы 6,5—8,5. Значительные трудности и большие капитальные затраты при очистке сточных вод до ПДК, недопустимость загрязне­ния окружающей среды и менее жесткие требования к обо­ротным водам вызывают необходимость осуществления пол­ного водооборота не только на обогатительной фабрике, но и на горно-обогатительном предприятии в целом. Оборотные во­ды должны содержать не более 12—15 мг/л твердых веществ, иметь жесткость не более 8, рН в пределах 6—10 и концентра­цию растворимых соединений в соответствии с требованиями используемой технологии обогащения, т. е., например, реагенты, от которых необходимо было бы очищать стоки, могут быть повторно использованы при флотации. Задачей конди­ционирования оборотных вод является удаление только вред­ных для технологического процесса примесей. Очистка сточных вод для использования их в качестве оборотных (кондиционирование) и для сброса в водоемы осу­ществляется механическим, химическим, физико-химическим и биохимическим способами. Процесс очистки должен сопровождаться доизвлечением теряемых со сточными водами цен­ных компонентов. Механическая очистка сводится к удалению грубодисперсных примесей из жидкой фазы пульпы путем осаждения их под действием сил тяжести и центробежных сил в сгустителях, отстойниках, гидроциклонах, центрифугах и хвостохранилищах, представляющих собой гидротехнические сооружения в виде большой открытой чаши, слив которых без доочистки или после нее используется в качестве оборотной воды или сбра­сывается в водоем. Химические способы используются для удаления из вод растворенных соединений. Они основаны на применении реа­гентов, вызывающих: • нейтрализацию избыточной кислотности или щелочно­сти воды. Для нейтрализации щелочных вод используется обычно серная кислота; для нейтрализации кислых вод — из­весть, иногда едкий натр и сода, карбонаты щелочноземель­ных металлов (кальцит, мел, магнезит, мрамор). В последнем случае вода фильтруется через слой, например, мраморной крошки. Нейтрализация щелочных вод фабрики может быть достигнута также смешиванием их в определенном соотношении с кислыми шахтными (рудничными) водами; • образование и осаждение труднорастворимых соедине­ний, например, гидроксидов, карбонатов, сульфидов тяжелых металлов, цементных металлов, фторидов и фосфатов щелоч­ноземельных металлов. Так, применение извести приводит к об­разованию гидроксидов, например, меди и никеля, фторида кальция; применение соды и карбонатов щелочноземельных металлов — простых и основных карбонатов меди, свинца, цинка; применение сернистого натрия — сульфидов тяжелых металлов и ртути; применение сульфата железа — ферроцианидов железа; использование металлического железа (в виде порошка, стружки или жести) позволяет осадить медь и ни­кель в виде цементных; • окисление токсичных соединений (цианидов, ксантоге­натов, дитиофосфатов, фенола, крезола, сероводорода и др.) до безвредных. Например, при окислении цианидов образуют­ся карбонатные ионы, азот или ионы аммония, при окислении сероводорода — элементарная сера или сульфоксидные со­единения. В качестве окислителей используются хлорная из­весть, гипохлорит кальция или натрия, жидкий хлор, озон. Окисление применяют в тех случаях, когда другие методы очистки не могут удалить или разрушить вредные примеси. Принципиальные схемы очистки сточных вод гипохлори-том кальция, получаемым на месте из жидкого хлора и извес­ти, а также озонированием приведены на рис. 9.16. Рис. 9.16. Схемы очистки сточных вод гипохлоритом кальция (а) и озони­рованием (б): 1 — склад извести; 2 — емкость с известковым молоком; 3 — склад жидкого хло­ра; 4 — испарительная станция; 5 — реактор; 6 — емкость для раствора хлорной из­вести; 7 — дозатор; 8 — сгуститель; 9—выпуск чистой воды; 10 — выпуск осадка; 11 —осушительная установка; 12 — генератор озона; 13 — отвод О1работанного газа; 14 — предварительный реактор; 15 — основной реактор Наиболее перспективным, технологически и экологически приемлемым способом очистки вод является озонирование. Озон О3 получают воздействием электрического разряда на кислород воздуха. Процесс окисления с ним идет в 15—30 раз быстрее, чем с хлором; в сточные воды не вносится никаких дополнительных примесей. Кроме того, при озонировании во­да обогащается кислородом, что полезно как при сбросе очи­щенных вод в водоем, так и при использовании в качестве оборотных при флотации руд и углей. Из физико-химических способов при очистке вод исполь­зуются коагуляция, флотация и адгезионная сепарация, элек­трокоагуляция и электролиз, сорбция и экстракция, кристал­лизация и эвапорация. Коагуляцию применяют для ускорения осаждения тонких частиц в результате их агрегации. В качестве реагентов-коагу­лянтов используют обычно известковое молоко, растворы суль­фатов железа или аммония, которые подают (0,1—0,9 кг/м3) для улучшения контакта и перемешивания с ними в начало пуль­повода, транспортирующего пульпу в хвостохранилище. По­мимо коагуляции твердых частиц, известь вызывает также осаждение тяжелых металлов и анионов жирных кислот в ви­де труднорастворимых соединений, уменьшает кислотность и повышает значение рН, а соли железа и аммония уменьшают щелочность и понижают значение рН, осаждают оксигидриль-ные собиратели. Агрегированию тонких частиц способствует также загрузка флокулянтов типа полиакриламида. Однако они не оказывают заметного влияния на утолщение осадка, сравнительно дороги и поэтому редко применяются для ос­ветления сточных вод. При флотации эффективное удаление из сточных вод тон­ких минеральных частиц и капелек органических веществ осу­ществляется в результате закрепления их на поверхности пу­зырьков в объеме пульпы или раствора. Образование требуе­мых при этом тонких и тончайших пузырьков достигается электролизом при электрофлотации, созданием вакуума при вакуумной флотации, предварительным насыщением очи­щаемой воды воздухом под давлением при напорной или ком­прессионной флотации. Принцип компрессионной флотации получил развитие и используется в настоящее время в разработанном В.А. Мали­новским процессе адгезионной сепарации, которая включает в себя по существу три по-разному аппаратурно оформленных метода: каскадную (АКС), глубинную (ГАС) и поверхностную (ПАС) адгезионную сепарацию. Все они предназначены для извлечения из шахтных, сточных и оборотных вод гидрофоб­ных частиц, осадков и веществ в результате адгезии их на по­верхности выделяющихся из раствора пузырьков газа и отделения образующихся флотационных комплексов от объема жидкости. Степень очистки на установке типа АКС составля­ет 70—98 % при стоимости очистки 1 м3 воды 0,16—0,22 долл. Методы флотации пригодны также для извлечения из рас­творов ионов и молекул органических и неорганических веществ при концентрации их в растворе 10-2—10-8 моль/л. Эти методы, получившие общее название ионной флотации, основаны: • на способности ионов и молекул органических веществ адсорбироваться на поверхности пузырьков и концентриро­ваться затем в пенном продукте (пенное фракционирование). При извлечении 90—95 % органических веществ, не поддаю­щихся биологическому разрушению, расходы не превышают 0,01 долл/м3; • на притяжении извлекаемых ионов (например, урана, мо­либдена, вольфрама, рения и др.) противоположно заряжен­ными ионами собирателя, закрепившимися на поверхности пу­зырьков (ионная флотация); • на способности многих цветных и редких металлов об­разовывать с определенным органическим веществом трудно­растворимые гидрофобные осадки, легко закрепляющиеся на поверхности пузырьков (флотация гидрофобных осадков); • на предварительном осаждении извлекаемых металлов не­органическими реагентами и последующей гидрофобизации полученного осадка собирателем, обеспечивающей эффектив­ное закрепление его на поверхности пузырьков (флотация гидрофобизированных осадков); • на аккумулировании в слое органического растворите­ля на поверхности аэрируемого раствора гидрофобных со­единений, транспортируемых из объема раствора пузырьками газа (флотоэкстракция). Перечисленные разновидности ионной флотации позволя­ют обеспечить высокую степень очистки сточных вод и предот­вратить загрязнение окружающей среды, получить за счет из­влекаемых примесей товарные продукты, повысить извлече­ние ценных компонентов и комплексность использования сырья. При электрохимической очистке сточные или оборотные воды пропускают через электролизер. Очистка от растворен­ных и коллоидных примесей при этом происходит в результате: • протекания реакции окисления или восстановления при­месей, например, окисление цианидов на графитовом или магнетитовом аноде, и восстановления на медном катоде; • образования осадков, например гидроксидов тяжелых ме­таллов, за счет повышения рН воды в электролите на 1—4 еди­ницы; • электрохимического растворения железных или алюми­ниевых анодов с образованием соответствующих гидрокси­дов, развитая поверхность которых адсорбирует имеющиеся в воде катионы и анионы металлов или капельки эмульгиро­ванных органических веществ и вызывает осаждение их вместе с осадками гидроксидов железа или алюминия. Процесс электрохимической очистки сточных или оборот­ных вод получил название электрокоагуляции. Большинство устройств для электрокоагуляции представляют собой безна­порные электролизеры горизонтального или вертикального ти­па, в которых пластинчатые, цилиндрические или насыпные (из металлического порошка) электроды располагаются на рас­стоянии 5—20 мм. Для предотвращения межэлектродного за­мыкания между ними расположены специальные изолирую­щие вставки. В процессе очистки сточных и оборотных вод от катионов тяжелых металлов, органических веществ и колло­идных частиц образуется осадок, составляющий до 3—8 % от объема обрабатываемого стока, для отделения которого в схе­му очистки после электрокоагулятора включают обычно от­стойники и фильтры разных конструкций. Однако во многих случаях осаждение образовавшегося шлама в отстойниках ока­зывается малоэффективным из-за высокой газонасыщенности его частиц. Более целесообразным в таких случаях методом удаления частиц является их флотация в электрофлотацион­ных машинах или специальных флотационных аппаратах. Степень очистки вод от загрязняющих примесей при ис­пользовании электрокоагуляции составляет от 77 до 99 % при удельном расходе электроэнергии 0,2—3,0 Вт∙ч/м3. Ощути­мый расход электроэнергии и металла электродов ограничи­вает применение электрокоагуляции в настоящее время очи­сткой стоков объемом не более 50—80 м3/ч с целью улавлива­ния ценных компонентов, например из сливов сгустителей кон­центратов цветных и редких металлов, а также разрушения токсичных примесей в условиях острой нехватки производст­венных площадей или жестких экологических требований. Сорбция на синтетических смолах (ионитах) и природных ионообменных материалах (сорбентах), способных к ионному обмену, используется одновременно для очистки сточных или оборотных вод и извлечения из них цветных, редких, благо­родных и радиоактивных металлов. Наиболее часто она при­меняется при очистке сливов сгустителей от комплексных цианидов цветных и благородных металлов при переработке полиметаллических и золотосодержащих руд. Лучшие резуль­таты получаются на смоле АВ-17-4, имеющей большую ем­кость по отношению к поглощаемым из раствора цианистым соединениям металлов. Регенерация ионита осуществляется последующей фильтрацией через него раствора, содержащего 18 % поваренной соли и 7 % каустической соды, — при элюи­ровании (десорбции) с его поверхности меди и цинка, или раствора, содержащего 8 % тиомочевины и 5 % соляной ки­слоты, — при элюировании золота и серебра. Выделение ме­таллов из полученных при элюировании концентрированных растворов (элюатов) производится обычно электролизом. Отра­ботанный электролит также возвращается в оборот. Среднее технологическое извлечение меди и цинка составляет 99 %, золота, серебра и цианида 85—95 %. При использовании для очистки сливов сгустителей и сточных вод от комплексных цианидов активированного угля угольная суспензия подается питателем (1,3—1,5 кг/м3) в кон­тактный чан-мешалку. После 7—10-минутного контакти­рования с угольной суспензией слив поступает в отдельный сгуститель, где происходит осаждение угля в течение 3—4 ч. Сгущенный продукт отфильтровывается на вакуум-фильтрах и отправляется на металлургическую переработку. Такая тех­нология обеспечивает высокое извлечение золота из сточных вод (до 87 %) при насыщении угля золотом до 0,15 %. Часто для очистки сточных вод от фенолов, мышьяка, серо­водорода и других примесей в качестве сорбентов использует­ся коксовая мелочь, торф, каолин, мел, известняк, опилки, раз­личные отходы производства (например, зола ТЭЦ и белого шла­ма алюминиевого производства для очистки вод от меди), при­родные сорбенты (например, вермикулит для очистки вод от никеля). В таких случаях сточные воды пропускают через фильтр, состоящий из сорбента. Регенерация сорбента осуществляется обработкой растворителями, паром или термообработкой. Экстракция, основанная на извлечении из растворов ве­ществ при помощи другого растворителя (экстрагента), не сме­шивающегося с водой, применяется ограниченно при очистке сточных вод от фенолов в тех случаях, когда стоимость из­влечения веществ (например, цветных, редких, благородных или радиоактивных металлов) компенсирует осуществленные затраты. Эвапорация представляет собой отгонку летучих веществ, загрязняющих сточную воду водяными парами или воздухом. Она находит широкое применение на коксовых установках для очистки воды от фенолов и на золотоизвлекательных фабриках для очистки вод от цианида. В последнем случае сточную воду подкисляют серной кислотой. Образующиеся при этом пары синильной кислоты отдуваются воздухом и улавливаются раствором щелочи. Установка состоит из двух колонных аппаратов — десорбера и адсорбера. Транспорти­рующим агентом служит воздух, циркулирующий в замкну­том цикле. При этом внутри системы поддерживается давле­ние ниже атмосферного, чтобы исключить возможность вы­деления вредного газа в атмосферу. Другие физико-химические методы очистки сточных вод (кристаллизация, вымораживание, электродиализ и др.) пока не получили распространения на горно-обогатительных предприятиях. Биохимические методы очистки основаны на способности микроорганизмов использовать органические и неорганиче­ские примеси сточных вод в качестве своих питательных эле­ментов и источников энергии, разлагая их до нетоксичных со­единений (углекислоту, газ, воду, соли кислот и др.). Очистка производится в условиях, близких к естественным (на полях орошения и фильтрации, в биологических прудах), или в спе­циальных устройствах — аэротенках различных конструкций, позволяющих значительно интенсифицировать процесс био­логической очистки стоков за счет их аэрации и создания (для лучшего контакта с водой) взвешенного слоя активного ила — биоценоза микроорганизмов. Наиболее часто используемая кон­струкция аэротенка-осветлителя (рис. 9.17) состоит из зоны аэ­рации 3, в которой расположена система подачи сточных вод 9 и аэраторы 10, и зон осветления 6, где размещены направ­ляющие перегородки 4 с козырьками 5 и желоба 7, предназна­ченные для отвода очищенной жидкости. В стенках 1, отде­ляющих зоны б, имеются отверстия 2 с шиберами и две сим­метричные щели 11 вдоль всего сооружения для обеспечения внутри его циркуляции потоков. Вблизи этих щелей находят­ся отражательные щитки 8. Рис. 9.17. Схема аэротенка-осветлителя сточных вод Гидродинамическая схема аэротенка-осветлителя позволя­ет осуществить в зоне 3 смешивание сточных вод, активного ила и воздуха, окисление загрязнения во взвешенном слое и возврат из него части микроорганизмов в зону аэрации. Очи­щаемая жидкость фильтруется через взвешенный слой актив­ного ила, что обеспечивает высокую степень очистки ее от примесей. Биохимический способ часто применяют для доочистки промышленных сточных вод после обработки их физико-химическими методами, с помощью которых не удается выде­лить токсичные вещества. Преимуществом его является спо­собность легко разрушать различные классы органических соединений. Совместная очистка производственных и быто­вых вод часто существенно облегчает и упрощает биохимиче­скую очистку промышленных стоков. Схемы очистки сточных и кондиционирования оборот­ных вод зависят от вида обогащаемых полезных ископаемых, применяемых методов и схем обогащения и обезвоживания, токсичности применяемых реагентов, способов интенсифика­ции и автоматизации процессов, т. е. от характера сырья и принятой технологии обогащения полезных ископаемых. 10. Содержание дисциплины 1. Введение. Цель и задачи обогащения минерального сырья. Методы обогащения, их физические и физико-химические основы. Показатели обогащения и зависимости между ними). 2. Классификация по крупности. Закономерности свободного и стеснённого падения частиц в водной и воздушной средах. Гравитационные и центробежные классификаторы, воздушные сепараторы Способы. Характеристики крупности руды. Грохоче­ние. Типы грохотов. 3. Дробление и измельчение. Назначение. Гипотезы дробления. Стадии дробления и измельчения. Классификация и особенности конструкций дробилок и мельниц. Режимы работы мельницы. Роль циркулирующей нагрузки. Схемы дробления и измельчения. 4. Гравитационные методы обогащения. Разделение частиц в вертикальном потоке жидкости и в потоках малой толщины. Промывка. Промывочные машины. 5. Разделение минералов в тяжёлых жидкостях и суспензиях. Особенности процесса. Используемые аппараты. 6. Отсадка. Обогащение на концентрационных столах, винтовых сепараторах, в жело­бах, шлюзах. Особенности разделения частиц и используемое оборудование. 7. Флотация. Физико-химические основы. Флотореагенты. Состав и свойства основных типов собирателей, пенообразователей, активаторов, депрессоров и регуляторов среды. Основ­ные типы флотомашин и особенности их применения. 8. Радиометрическое обогащение – сепарация и сортировка. Методы. Показатели, определяющие эффективность радиометрической сепарации. 9. Магнитное обогащение. Физические основы. Магнитные свойства минералов. Се­параторы для обогащения сильно- и слабомагнитных руд. 10. Электрическое обогащение. Физические основы. Методы электрической сепарации и способы зарядки частиц. Классификация сепараторов. 11. Обезвоживание (сгущение, фильтрование, сушка). 12. Пылеулавливание. 13. Очистка сточных и кондиционирование оборотных вод 11. Учебно-методические указания для выполнения контрольно- расчетных работ Самостоятельная работа студента предусматривает проработку контрольных вопросов по данной дисциплине и выполнение контрольной работы. Контрольно-расчетная работа выполняется с целью закрепления знаний студента по изучаемому предмету и умения пользоваться учебной и специальной литературой. Контрольно-расчетная работа должна быть напечатана или написана разборчиво от руки на листах бумаги формата (210×297) с полями 20мм с каждой стороны. В работе следует привести расчёт­ные формулы (с их выводом), таблицы и схемы, ссылки на них и используемую литературу, список которой (в соответствии с ГОСТ 7.80-2000) приводится в конце работы. Объём работы от 15 до 20 страниц. На титульном листе работы указываются наименование ВУЗа, специальность и учебная дисциплина, Ф.И.О. студента, номер зачётной книжки и варианта контрольной работы, дата её выполнения. Каждый студент выполняет один из пяти вариантов контрольно-расчетной работы. Выбор варианта определяется значением последней цифры зачетной книжки студента (см. таблицу): 0-1 2-3 4-5 6-7 8-9 1 2 3 4 5 Тема 1. Определение технологических показателей обогащения: Технологические результаты обогащения того или иного по­лезного ископаемого нельзя оценить при помощи одного како­го-либо показателя. Необходимо учитывать несколько основ­ных показателей, характеризующих процесс обогащения в це­лом. К основным показателям относят: содержание компонента в исходном сырье; выход продуктов обогащения; извлечение компонентов в продукты обогащения и качество продуктов обогащения. Содержанием компонента называется отношение массы компонента к массе продукта, в котором он находится. Содер­жание компонентов обычно определяется химическими анали­зами и выражается в процентах, долях единицы или для драго­ценных металлов в граммах на тонну (г/т). Содержание компо­нентов принято обозначать греческими буквами: α — содержа­ние в исходной руде; β — содержание в концентрате, промпродукте или отходах, соответственно. Выходом продукта обогащения называется отношение мас­сы полученного продукта к массе переработанного исходного сырья. Выход выражается в процентах или долях единицы и обозначается греческой буквой γ. Извлечением компонента в продукт обогащения называется отношение массы компонента в продукте к массе того же ком­понента в исходном полезном ископаемом. Извлечение выра­жается обычно в процентах или долях единицы и обозначается греческой буквой ε. Извлечение полезного компонента в кон­центрат характеризует полноту его перехода в этот продукт в процессе обогащения. Качество продуктов определяется содержанием ЦК, вредных примесей, грансоставом и должно отвечать требованием, предъявляемым потребителем. Требования к качеству концентратов называются кондициями и регламентируются ГОСТами, ТУ и временными нормами. Все технологические показатели обогащения взаимосвяза­ны. Поэтому, зная значения одних, можно расчетным путем по­лучить значения других. Если нам известно содержание полез­ного компонента в исходном сырье и продуктах обогащения, то можно подсчитать выходы продуктов обогащения, извлечение полезного компонента в концентрат и т.д. Если обозначим массу исходного сырья Qисх, массу полу­ченных продуктов обогащения концентрата QК и отходов - хвостов Qхв, то выход концентрата γк (%) и отходов γхв (%) можно опреде­лить по формулам : Так как сумма выходов конечных продуктов обогащения равна выходу исходного сырья, принимаемому обычно за 100 %, можно составить баланс переработанного материала (для кон­центрата и отходов): . Зная, что γисх = 100 %, запишем γк + γхв=100. Суммарная масса ценного компонента в продуктах обога­щения должна соответствовать массе его в исходном сырье. Это условие принято называть балансом ценного компонента: Суммарная масса ценного компонента в продуктах обога­щения должна соответствовать массе его в исходном сырье. Это условие принято называть балансом ценного компонента: , где извлечение полезного компонента в концентрат εк (%) опре­деляется по формуле или . Из уравнения баланса следует, что Пример 1. Определить выход хвостов и извлечение в концентрат полезного компонента, если при обогащении 0,5%-ной руды получают 3,5%-ной концентрат и 0,2%-ные хвосты. ▲ Запишем уравнение баланса ▲ Контрольные задания 1 Вариант 1. Определить выход концентрата и извлечение в него ценного компонента, если при обогащении 15%-ной руды получают 39,5%-ной концентрат и 1,5%-ные хвосты. Вариант 2, Определить выход концентрата и извлечение в концентрат ценного компонен­та, если обогатительная фабрика перерабатывает в сутки 5000 т руды, содержащей 1,5% ценного компонента, и получает 200 т 33%ного концентрата. Вариант 3 Определить содержание ценного компонента в хвостах,если при обогащении 1,5%-ной руды выход концентрата равен 5%, а извлечение в него ценного компонента равно 90%. Вариант 4. Определить количество тонн концентрата, получаемого в сутки на фабрике производительностью по руде 2000 т/4ч, если содержание ценного компонента в руде 2%, в концентрате - 30%, а извлечение равно 90%. Вариант 5. Два продукта в соотношении 2:1 (по массе) и содержащие соответственно 2,4 и 2,7% ценного компонента поступают на доводочную фабрику, где из них получают 40%-ный концентрат и 0,4%-ные хвосты. Определить выход концентрата. Тема 2. Определить выход концентрата и хвостов, извлечение в них ценного компонен­та и эффективность обогащения по Ханкоку-Луйкену Эффективность процессов обогащения характеризуется степенью обогащения, или степенью концентрации . Степень сокращения Для количественной оценки эффективности обогащения ПИ при разделении его на два продукта обычно используется формула Ханкока-Луйкена . Процесс обогащения будет весьма эффективен, если η>75%, эффективен – при η>50% и неэффективен – при η<25%. Пример 2. Определить выходы продуктов обогащения, степень концентрации ПК и эффективность процесса обогащения, если при обогащении 0,5%-ной руды получают 3,5%-ной концентрат и 0,2%-ные хвосты. ▲ Запишем уравнение баланса Следовательно, судя по значению показателя эффективности процесс обогащения является неэффективным. ▲ Контрольные задания 2 Определить выход концентрата γк и хвостов γхв, извлечение ε в них ценного компонен­та и эффективность обогащения по Ханкоку-Луйкену, если известно содержание ценного компонента в руде α, концентрате β и хвостах Θ: № варианта Содержание ценного компонента в продуктах обогащения, % Руда α,% Концентрат, β, % Хвосты, Θ, % 1 12,0 39.5 1,4 2 7,2 13,5 2,6 3 2,0 40,0 0,3 4 1,4 18,0 0,2 5 1,5 29,0 0,4 Тема 3. Характеристики крупности по плюсу и мину­су дроблёной руды по результатам её ситового анализа Гранулометрический состав характеризуется количественным распределением зерен ПИ по крупности. Средний размер частиц рассчитывается по одной из формул где l – длина, b – ширина и h – высота частицы. Класс крупности обозначают как, например, -50+20 мм, т.е. в этот класс крупности входят куски размером от 20 до 50 мм. Разделение материала на класс крупности производят рассевом на ситах (до +0,04 мм), гидравлической (-0,04 мм) или воздушной (-0,074 мм) классификацией в восходящих потоках, а также микроскопическими и др. методами. Иногда для рассева используют седиментационный анализ, основанный на том, что частицы различного удельного веса и крупности, находящиеся в вязкой среде, оседают с различной скоростью. Результаты гранулометрического анализа представляют в форме таблицы или графически в виде суммарной характеристики крупности материала «по плюсу» или по «минусу». Пример 3. Построить суммарную характеристики крупности по плюсу и мину­су дроблёной руды по результатам её ситового анализа, представленному в таблице Класс крупности, мм Выход По массе, кг Частный,% Суммарный, % «по плюсу» «по минусу» -16+12 4,5 15 15 100 -12+8 6 20 35 85 -8+4 9 30 65 65 -4+2 4,5 15 80 35 -2+0 6 20 100 20 ИТОГО 30 100 - - ▲ Рис. 1. Суммарная (а) и суммарная полулогарифмическая (б) характери­стики крупности материала «по плюсу» (1) и «по минусу» (2) Суммарные выходы «по плю­су» (+) или «по минусу» (-) пред­ставляют собой сумму выходов всех классов соответственно круп­нее или мельче отверстий данно­го сита. По данным ситовых ана­лизов (на оси ординат откладывают суммарный выход классов (в процентах), на оси абсцисс - размеры отверстий сит в миллиметрах. На основании суммар­ных выходов материала крупнее диаметра отверстий сита стро­ится кривая «по плюсу» (1), мельче — «по минусу» (2). Сумма выходов по обеим кривым должна всегда равняться 100 %. По­этому обе кривые характеристик «по плюсу» и «по минусу» яв­ляются зеркальным отражением одна другой. Они всегда пересекаются в точке, соответствующей суммарному выходу 50 %. Точка пересечения кривой с осью абсцисс показывает макси­мальный размер куска в данной пробе. По суммарной характе­ристике крупности можно определить выход любого класса. Для этого находят на оси абсцисс размер нужного класса. И из этой точки перпендикулярно к оси проводят прямую до пересе­чения с кривой, откуда проводят параллельную оси абсцисс пря­мую до ее пересечения с осью ординат. Точка пересечения оп­ределяет суммарный выход искомого класса. По таким кривым можно установить теоретически возможный выход класса любой крупности, что необходимо как для определения наиболее рационального метода переработки ПИ, так и оценки количественного соотношения сортов или марок возможной продукции, различающейся по крупности. Суммарные характеристик крупности («по плюсу») могут быть: -выпуклыми –при преобладании в материале крупных зерен; - вогнутыми- при преобладании в материале мелких зерен; - прямолинейными – при равномерном распределении зерен в материале. ▲ Контрольные задания 3 Построить частную и суммарную характеристики крупности по плюсу и мину­су дроблёной руды по результатам её ситового анализа и определить выход класса указанной крупности: № варианта Выход класса крупности (мм), % Крупность определяемого компонента, мм -30+20 -20+10 -10+5 -5+2 -2 -1,0+0,4 -0,4+0,2 -0,2+0,1 -0,1+ 0,074 -0,074 1 9 39 28 16 8 16-8 2 6 34 29 18 13 - - - - - 14-8 3 - - - - - 3 18 29 20 30 0,3-0,1 4 - - - - - - 9 23 25 43 0,3-0,1 5 - - - - - - 4 17 26 53 0,2-0,04 Тема 4. Эффективность грохочения дроблёного продукта по классу меньше отверстий сита Основным показателем грохочения является его эффектив­ность Ег (%), характеризующая точность разделения матери­ала по крупности. Численно она определяется отношением количества подрешетного продукта к общему количеству его в исходном продукте, т. е. представляет собой извлечение ниж­него класса в подрешетный продукт. Если обозначим через α, β и Θ содержание нижнего класса соответственно в исходном, подрешетном и надрешетном продуктах, то на основании уравнения эффективность гро­хочения можно рассчитать по следующей формуле: В случае, когда зерна крупнее заданного размера не попа­дают в подрешетный продукт и β = 100%, получаем: Так как в производственных условиях непосредственное оп­ределение массы полученного подрешетного продукта затруд­нено, на практике пользуются другой формулой для расчета эффективности (или КПД) грохочения: где η — КПД грохочения, %; а и b — содержание нижнего клас­са соответственно в исходном и надрешетном продукте, % . Значения а и b определяют на основании тщательного рас­сева проб исходного материала и надрешетпого продукта, про­веденного на ситах с тем же размером и формой отверстий, что и на сите грохота. Пример 4. Определить эффективность грохочения руды -50+20 мм, если содержание нижнего класса в исходном продукте 15%, в подрешетном 70%, а надрешетном 5%. ▲ Эффективность грохочения руды определим по формуле: %. Следовательно, эффективность грохочения составляет 71,8%.▲ Контрольные задания 4 Определить эффективность грохочения дроблёного продукта по классу меньше отверстий сита в зависимости от содержания нижнего класса в исходном продукте и замельчённости надрешётного продукта (см. таблицу). Исходные данные № варианта 1 2 3 4 5 Содержание нижнего клас­са в питании грохота 35 40 50 30 39 Замельчённость надрешётного продукта 5 7 10 4 6 Тема 5. Реологические свойства сред гравитационного обогащения В качестве сред гравитационного обогащения полезных ископае­мых используются: вода, воздух, тяжелые жидкости, суспензии, жидкий электролит, помещенный в скрещенные электрическое и магнитное поля. Среды характеризуются следующими реологическими пара­метрами: плотностью, вязкостью, предельным сопротивлением сдвигу, устойчивостью и др. Перечисленные свойства сред оказывают существенное влия­ние на скорость перемещения разделяемых частиц, эффективность разделения и используются в технологических расчетах обогати­тельных аппаратов. Плотность среды — отношение массы среды т к занимае­мому ею объему V: Δ = т/V. где Δ — плотность среды, кг/м3. Понятие плотности тесно связано с понятием удельного веса. Согласно известной связи между весом среды G и его массой т можно записать: mg = G, где g - ускорение свободного падения, принимаемое обычно рапным 9,81 м/с2. Разделив левую и правую части последнего равенства на V, получим зависимость между удельным весом и плотностью: Δg = ρ, где ρ— удельный вес среды, кг/м3. Плотность воды при атмосферном давлении 1,01105 Па и температуре 20° С 1000 кг/м3, плотность воздуха β — 1,23 кг/м3. В таблице приведена характеристика тяжелых жидкостей, применяемых при изучении обогатимости полезных ископаемых. Таблица Характеристика тяжелых жидкостей Жидкость Химическая формула Плотность, кг/м3; цвет Растворимость в воде Хлористый цинк ZnСl2 2500; бесцветный Растворим Хлористый каль­ций СаС12 2500; бесцветный Растворим Бромоформ СНВr3 2890; бесцветный Растворим Тетрабромэтан С2Н2Вг4 2960; бесцветный Нерастворим Жидкость Туле НgJ2+КJ 3170; желтая Растворима Йодистый метилен СН2J2 3320; бесцветный Нерастворим Жидкость Рорбаха ВаJ2+НgJ2 3500; желтая Растворима Жидкость Клеричи СН2(СООТ1)2НСООТ1 4250; желтая Растворима Из приведенных тяжелых жидкостей наибольшее распростра­нение получили хлористый цинк, хлористый кальций, бромоформ, жидкость Туле и жидкость Клеричи, которые хорошо растворимы в воде. На их основе возможно приготовление растворов широкого диапазона плотностей, необходимых для производства фракцион­ных анализов и обогащения. В зависимости от объемного содержания тяжелой жидкости в растворителе получают растворы промежуточной плотности. Так, например, смесь бромоформа со спиртом при комнатной температуре позволяет получать растворы: содержание бромоформа, по объему, % 100 75 50 25 плотность раствора, кг/м3 ....... 2890 2430 1860 1320 Разбавляя жидкость Туле водой, можно получить ряд раство­ров с промежуточными плотностями от 1500 до 3100 кг/м3: содержание жидкости Туле, по объему ,% 100 75 50 25 плотности раствора, кг/м3 ......................... 3170 2700 2100 1560 Плотность суспензии зависит от плотности утяжелителя и объемного содержания его в суспензии. Взаимосвязь отмеченных параметров легко установить, исходя из следующих рассуждений. Обозначим: Vс — объем суспензии, Vс = 1 м3; Δ — плотность суспензии, кг/м3, Vт — содержание утяжелителя в суспензии по объему, доли ед.; δ — плотность утяжелителя, кг/м3, Vс - Vт — содержание воды в суспензии по объему, доли ед.; Δв — 1000 кг/м3 — плотность воды. Балансовое уравнение может быть представлено в следующем виде: откуда (1) Количество утяжелителя в единице объема суспензии составит: (2) Массовая концентрация утяжелителя q в суспензии выражается формулой (3) Количество утяжелителя для приготовления суспензии задан­ного объема может быть представлено в следующем виде: (4) где W — объем суспензии. Основные параметры суспензии можно определить по диаграмме, показанной на рис.1. Если известны плотность утяжелителя и плотность суспензии, то графически на диаграмме, определив положение точки С, можно найти объемное содержание утяжелителя в суспензии, ве­совое содержание утяжелителя в суспензии, количество утяже­лителя в единице объема суспензии. Пример 5. Определить параметры суспензии, если плотность утяжелителя δ = 5000 кг/м3, а плотность суспензии Δ = 1800 кг/м3. Для определения неизвестных параметров суспензии из формул (1-4) находим содержание утяжелителя в суспензии по объему , количество утяжелителя в единице объема суспензии массовая концентрация утяжелителя q в суспензии Для определения неизвестных параметров суспензии по диаграмме рис.1, находим положение точки С пересечением горизонтали, соответствующей плотности суспензии, рав­ной 1800 кг/м3, и луча ОА, соответствующего плотности утяжелителя 5000 кг/м3. Перпендикуляр, опущенный из точки С на ось абсцисс, отсечет отрезок ОВ, равный объемному содержанию утяжелителя в суспензии, равный 20%. Линия СD проведенная из точки С влево параллельно линиям, выражающим количе­ство утяжелителя в суспензии, отсечет на оси ординат отрезок ОD соответству­ющий 1000 г/л. Луч СЕ, проведенный из точки С вправо, соответствует весовому содержанию утяжелителя и суспензии, равному 55,5%. Диаграмма для определения параметров суспензии Из формул (1-4) и диаграммы (см. диаграмму.) следует, что для приготовле­ния низкоплотных суспензий (не более 1800 кг/м3) необходимо применять утяжелители плотностью до 4500 кг/м3, а для вы­сокоплотных суспензий (2700—3500 кг/м3) — плотностью 6800—7200 кг/м3. В практике гравитационного обо­гащения для приготовления суспен­зий на углеобогатительных фабриках используют магнетитовый концентрат плотностью 4400 кг/м3; на рудообогатительных фабриках — ферроси­лиций плотностью 6800 кг/м3. Контрольные задания 5 Рассчитать параметры суспензии № варианта Исходные данные Определить Тяжёлая жидкость Растворитель ρ, г/см3 ут, л Уем, Л 1 Бромоформ Спирт этиловый 2,7 - 0.3 V^, Л 2 Жидкость Туле Вода 2,9 0,5 Ут, Л Жидкость 3 Сушина- Вода 3,2 0,2 - Уем, Л Рорбаха 4 Жидкость Клеричи Вода 3,5 0,3 - Уем, Л Раствор 5 Жидкость Клеричи жидкости Клеричи плотностью 3,8 - 0,2 Ут, Л 3,2 Задача 7. Определить величину циркулирующей нагрузки при измельчении руды в замк­нутом цикле по результатам опробования питания, слива и песков поверочного классификатора. Привести вывод формулы для определения циркулирующей нагрузки. № вариан­та Содержание расчётных классов (-0,2+0,074/-0,074мм) в продуктах поверочного классификатора Питание Слив Пески 1 68/29 44/55 77/19 2 76/21 58/39 89/8,3 3 64/32 38/59 89/15 4 60/37 32/66 79/17 5 66/31 22/76 77,6/19 Контрольные вопросы к экзамену (зачету) по дисциплине "Основы обогащения полезных ископаемых" 1. Цель и задачи обогащения минерального сырья. 2. Физико-химические свойства минералов, исполь­зуемые при их разделении. 3. Основные методы обогащения минерального сырья. 4. Уравнения баланса при обогащении минерального сырья. 5. Качественная технологическая схема обогащения и ее параметры. 6. Количественная технологическая схема обогащения и ее параметры. 7. Вводно-шламовая технологическая схема обогащения и ее параметры. 8. Схема цепи аппаратов и ее параметры. 9. Как определяются и выражаются классы крупности руды? 10. Характеристика крупности руд и правила построения частных и суммарных характеристики крупности. 11. Назначение процесса грохочения при дроблении. 12. Классификация грохотов в зависимости от движения просеивающей поверхности. 13. Число Рейнольдса и его использование при оп­ределении скорости падения частиц в жидкости. 14. Назначение процесса дробления. Степень и стадии дробления. 15. Схемы дробления. Предварительное и пове­рочное грохочение при дроблении руды. 16. Виды дробилок. 17. Измельчение руд и типы измельчительного оборудования. 18. Роль циркулирующей нагрузки и ее влияние на эффективность измельчения руды. 19. Область применения скруббера от бутары и их различия. 20. Основные методы гравитационного обогащения. 21. Отсадка и принцип действия отсадочной машины. 22. Отсадка и принцип действия отсадочной машины. 23. Оборудование для реализации гравитационного обогащения руд: винтовой сепаратор, концентрационный стол, шлюз. 24. Радиометрическое обогащение руд. 25. Основные технологические задачи, решаемые с помощью радиометрических методов. 26. Радиометрическая сепарация руд. 27. Радиометрическая сортировка руд. 28. Свойства минералов, используемые при их флотацион­ном разделении. 29. Разновидности флотационного процесса, их различия и преимущества. 30. Виды реагентов, используемых при флотации – собиратели, активаторы, депрессоры и регуляторы сре­ды. 31. Роль реагентов при флотации минерального сырья. 32. Магнитные свойства твёрдых тел. 33. Классификация минералов по их маг­нитным свойствам. 34. Цель и задачи обогащения минерального сырья. 35. Методы магнитной сепарации. 36. Основные виды магнитных сепараторов. 37. Электрические свойства минералов, используемых при электрической сепарации. 38. Основные виды электрических сепараторов. 39. Обезвоживание, сгущение; основные типы аппаратов, их отличия. 40. Фильтрация. Основные виды фильтров, их особенности. 41. Сушка. Основные виды сушилок, особенности их конструкции. 42. Требования к сочным водам при их удалении в водоёмы. 43. Хвостохранилища и их назначение. 44. Очистка сточных вод. 45. Необходимость применения оборотного водоснаб­жения. Список использованной литературы 1. Абрамов, А.А. Переработка, обогащение и комплексное использование твердых полезных ископаемых: Учебник для вузов. Т.I. Обогатительные процессы и аппараты / А.А. Абрамов. – М.: Изд. МГГУ, 2004. -470 с. 2. Лукина, К.И. Процессы и основное оборудование для обогащения полезных ископаемых: Учебное пособие /под общей ред. д-ра техн. наук, проф. Н.Ф. Мещерякова. – М.: Изд-во МОГУ, 2006. -218 с. 3. Вайсберг, В.М. Эксплуатация дробильных и измельчительных установок: Справочное пособие. – М.: Недра, 1989. -196 с. 4. Шохин, В.Н. Гравитационные методы обогащения: Учебник для вузов / В.Н. Шохин, А.Г. Лопахин. –М.: Недра, 1999. -400 с. 5. Кармазин, В.В. Магнитные и электрические методы обогащения: Учебник для вузов / В.В. Кармазин, В.И. Кармазин. – М.: Недра, 1988. -304 с. 6. Кармазин, В.И. Процессы и машины для обогащения полезных ископаемых / В.И. Кармазин, Е.Е. Серго, А.П. Жендринский и др. – М.: Недра, 1974. – 560 с. 7. Терещенко, С.В. Основные положения теории люминесцентной сепарации минерального сырья / С.В. Терещенко. – Апатиты.: Изд-во КНЦ РАН, 2002. – 145 с. 8. Терещенко, С.В. Теория и практика радиометрических методов опробования, сортировки и сепарации руд: Учебное пособие / С.В. Терещенко, Г.А. Денисов. – Апатиты: Изд-во КФ ПетрГУ, 2007. – 248 с.