_' _
ПРОЕКТИРОВАНИЕ
ЛГПГ/ВТИТЕ AL.ULIY гЬ/1ГП1Я1/

К. А. РАЗУМОВ
ПРОЕКТИРОВАНИЕ
ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК
Издание второе, перера-
ботанное и дополненное
Главы VI, VII, VIII
переработаны
В. А. ПЕРОВЫМ
| К.'’»ИН глеобог.л!  че:
Ьвучно- , лчеекая
БИБЛ1 О ГЕйКА
Инв. №
______196 п
Д опущено Министерством выс-
шего и среднего специального
образования СССР в качестве
учебника для студентов высших
учебных заведений, обучающихся
по специальности «Обогащение
полезных ископаемых»
ИЗДАТЕЛЬСТВО «НЕДРА»
Москва 1965
УДК 622.7.001.12.08.098 (071.1)
niiKUiAUbHUAL.
АННОТАЦИЯ
В книге рассмотрены методы выбора и расчета схем
обогащения и обогатительного оборудования, применя-
емые при проектировании обогатительных фабрик;
изложены основные положения по разработке генплана
и размещению оборудования в цехах обогатительной
фабрики и по разработке технико-экономической части
проекта фабрики. Приведены технические характери-
стики обогатительного оборудования и основные нормы
и правила безопасности, принимаемые при проектиро-
вании обогатительных фабрик.
Книга предназначена в качестве учебника для
студентов обогатительной специальности горно метал-
лургических и горных вузов, а также может быть
полезна для инженеров и техников обогатителей как
пособие по проектированию обогатительных фабрик.
Рецензенты: докт. техн, наук С. Ф. Кузькин и кафедра обогащения
полезных ископаемых Свердловского горного института им. В. В. Вахрушева.
Разумов Константин Александрович
ПРОЕКТИРОВАНИЕ ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК
Отв. редактор Н. А. Быков.	Редактор издательства Е. А. Макрушина
Техн, редактор В Л. Прозоровская.	Корректоры: Т Ю. Шульц, Т. М. Кушнер
Сдано в набор 26/V 1965 г. Подписано в печать 6/IX 1965 г. Формат бумаги 60 х 901/ц.
Печ. л. ЗЗ1/4 с 5 вклейками.	Уч.-изд л. 34,83.	Тираж 6000 экз.
Т-11900.	Инд. 1—1—1.	Цена 1 р. 37 к.	Заказ К» 760/1173—11.
Объявлено в сводном темплане учебников 1965 г. Л" 423.
ИЗДАТЕЛЬСТВО «НЕДР А».
Москва, К-12, Третьяковский просел, 1/19.
Ленинградская типография № 14 «Красный Печатник» Главполиграфпрома
Государственного комитета Совета Министров СССР по печати.
Московский up., 91
ПРЕДИСЛОВИЕ
Учебник «Проектирование обогатительных фабрик», выпуска-
емый вторым изданием в 1965 г., выходит в значительно перерабо-
танном виде по сравнению с первым изданием, выпущенным в 1952 г.
За годы, прошедшие после выхода в свет первого издания учеб-
ника, получили дальнейшее развитие теория и практика обогащения
полезных ископаемых и построено много новых обогатительных
фабрик. Научно-исследовательскими, проектными и учебными ин-
ститутами, в содружестве с обогатительными фабриками разрабо-
таны новые технологические схемы обогащения полезных ископае-
мых, дающие возможность получения высоких показателей обога-
щения.
Отечественной промышленностью создан ряд новых конструкций
более совершенного обогатительного оборудования и существенно
модернизировано ранее выпускавшееся оборудование. На передо-
вых обогатительных фабриках широко применяется автоматизация
производственных процессов.
Учебник по проектированию обогатительных фабрик подвергся
существенной переработке. Рассмотрены современные схемы обога-
щения полезных ископаемых с применением флотационных, грави-
тационных и магнитных процессов. Даны новые способы расчета
технологических схем. Обновлен графический материал на основе
проектов, обогатительных фабрик, осуществленных за последние
годы.
В приложениях к учебнику даны технические характеристики
современного технологического оборудования обогатительных фаб-
рик.
Авторы выражают благодарность за ценные указания в рецен-
зиях коллективу кафедры обогащения полезных ископаемых
Свердловского горного института и проф., докт. т. н. С. Ф. Кузь-
кину, а также сотрудникам института Механобр |Д. А. Николь-
скому), Т. С. Кондрашиной и А. А. Казакевич за помощь в под-
готовке графического материала для учебника.
1*

Глава I
ОБЩАЯ ЧАСТЬ
§ 1. Классификация обогатительных фабрик
Обогатительными фабриками называются про-
мышленные предприятия, предназначенные для механической обра-
ботки полезных ископаемых с целью выделения из них одного или
нескольких товарных продуктов с повышенным содержанием полез-
ных минералов или с пониженным содержанием вредных при-
месей.
Обогатительные фабрики можно классифицировать в зависимости
от применяемых на фабрике обогатительных процессов, или в за-
висимости от рода перерабатываемого полезного ископаемого.
При изучении методов проектирования обогатительных фабрик
удобнее пользоваться классификацией по признаку применяемых
обогатительных процессов. По этому признаку различают фабрики:
флотационные, гравитационные, промывочные, магнитные, дро-
бильно-сортировочные и с комбинированными процессами обога-
щения. Такая классификация в известной мере совпадает с клас-
сификацией по признаку перерабатываемого полезного ископа-
емого.
Флотационные фабрики предназначены главным об-
разом для обогащения руд цветных и редких металлов, а также и
неметаллических полезных ископаемых.
На гравитационных фабриках наиболее часто
обогащаются угли, марганцевые руды и руды редких металлов.
На промывочных фабриках обогащаются руды чер-
ных металлов — железа и марганца, а также фосфоритовые руды
и россыпные руды благородных металлов.
На магнитообогатительных фабриках обо-
гащаются главным образом магнетитовые железные руды.
Дробильно-сортировочные фабрики пред-
назначены для дробления и грохочения богатых железных руд
и известняков, для приготовления строительного щебня, для сорти-
ровки горючих сланцев и углей.
6
Общая часть
Фабрики с комбинированными процес-
сами обогащения предназначены для переработки много-
минеральных руд полезных ископаемых, например оловянных и
вольфрамовых руд, обогащение которых производится с применением
процессов гравитации, флотации и магнитной сепарации, или же-
лезных руд, состоящих из смеси сильномагнитных и слабомагнитных
минералов. В последнем случае на фабриках обычно сочетаются
магнитные и гравитационные или же магнитные и флотационные
процессы обогащения. Железные руды с частично разрушенной
пустой породой обогащаются на промывочно-гравита-
ционных фабриках.
Комбинированные обогатительные фабрики строятся также для
переработки руд, в которых крупная вкрапленность легкофлотируе-
мого минерала и соотношение плотностей рудных и нерудных мине-
ралов позволяют применять для более крупных классов руды гра-
витационный метод обогащения, а мелкий класс направлять во фло-
тацию. Например, гравитационные углеобогатительные фабрики
часто имеют флотационные отделения для обогащения угольных
шламов. На рудных флотационных фабриках иногда руду предвари-
тельно обогащают в суспензиях и выделяют при этом хвосты (круп-
ную пустую породу).
§ 2. Основные понятия, терминология и условные обозначения
Технологические операции — операции механи-
ческой обработки полезного ископаемого на обогатительных фабри-
ках, производимые с целью изменения его качества или разделения
па продукты различного качества, не сопровождающиеся химическим
разложением слагающих полезное ископаемое минералов.
Схема обогащения — графическое изображение сово-
купности технологических операций, которым подвергается полез-
ное ископаемое па обогатительной фабрике.
Схема обогащения, содержащая данные о качестве обрабатыва-
емого полезного ископаемого и получаемых продуктов его обработки,
а также данные о режиме обработки в отдельных операциях, назы-
вается качественной, а схема, содержащая данные о коли-
честве обрабатываемого полезного ископаемого и продуктов обра-
ботки — количественно й. Обе зти схемы обычно совме-
щают в одну качественно-количественную схему
обогащения.
Схема обогащения, отражающая только главные особенности
качественной схемы, называется принципиальной.
Схема обогащения, содержащая данные о количестве воды,
добавляемой в отдельные операции и продукты, и о количестве воды
в отдельных продуктах и операциях, называется шламовой.
Схема цепи аппаратов — графическое изображение
пути следования полезного ископаемого и продуктов его обработки
Основные понятия, терминология и условные обозначения
7
на обогатительной фабрике через аппараты с указанием типа, раз-
мера и числа аппаратов.
Стадия обогащения — совокупность операций обога-
щения, производимых с исходной рудой или с дробленым до опреде-
ленной крупности продуктом. Например, если руда измельчается
до 2 мм и после этого подвергается отсадке и концентрации без
дополнительного измельчения каких-либо промежуточных продук-
тов, то такая схема будет включать лишь одну стадию обогащения,
независимо от числа отдельных операций обогащения руды в от-
садочных машинах и на концентрационных столах. Но если проме-
жуточные продукты, получаемые при обогащении руды, будут
дополнительно измельчаться до меньшей крупности, например до
0,5 мм, и после этого повторно обогащаться, то такая схема будет
включать уже две стадии обогащения.
Цикл обогащения — обособленная группа операций обо-
гащения полезного ископаемого, обладающих общими признаками,
относящимися к качеству ископаемого, к цели обогащения или
к самому процессу обогащения и его режиму.
Например, если схема обогащения вольфрамитовой руды вклю-
чает концентрацию на столах и электромагнитную сепарацию кон-
центрата столов, то такая схема будет содержать два цикла —
концентрации и электромагнитной сепарации.
При флотации свинцово-цинковых руд различают циклы свин-
цовой, цинковой и коллективной флотации. Все операции свинцо-
вого цикла имеют общую цель (отделение свинцовых минералов от
всех других) и характеризуются общностью реагентного режима.
Операции циклов цинковой и коллективной флотации также имеют
свои общие для каждого цикла признаки.
Условные обозначения технологических
показателей и основные соотношения. В фор-
мулах приняты следующие обозначения и правила написания техно-
логических показателей:
а)	все абсолютные показатели — в тоннах в единицу времени;
б)	все относительные показатели — в долях единицы или в про-
центах;
в)	нижний индекс показывает помер продукта или операции
в схеме, номера продуктов обозначены арабскими, а номера опера-
ций — римскими цифрами;
г)	верхний индекс указывает характерную для данного класса круп-
ность зерен (максимальную, минимальную, среднюю) или является
обозначением какого-либо компонента, содержащегося в продукте.
* Qn — сухой вес обрабатываемого в данной операции продукта
(соответственно Qx — сухой вес исходного питания обогатительной
фабрики);
уп —	— выход продукта по отношению к исходному пита-
1 Qi
нию фабрики;
8
Общая часть
Qn
уп = -----------------—-------------------выход продукта по
 вес продукта, поступающего в операцию	г
отношению к питанию операции (частный выход);
рп — содержание в продукте расчетного компонента (металла,
минерала, расчетного класса крупности и т. п.);
Арп — содержание в продукте узкой по крупности фракции
со средней крупностью d;
P„d — содержание в продукте класса крупностью от 0 до d;
p„d — содержание в продукте класса крупнее d;
Pn“+d — содержание в продукте класса крупностью — a 4- d;
Рп — C?n0n = C^iYnPn — вес расчетного компонента в продукте
(соответственно Pr — C\Pi — вес расчетного компонента в исход-
ном питании фабрики);
Рп On вп VnBn
еп=	р ----------извлечение компонента в продукте п по
Pl V1P1 Pl
отношению к исходному питанию фабрики (общее извлечение);
Еп — извлечение компонента в продукте п по отношению к пи-
танию операции (частное извлечение) или, если этот показатель от-
носится к операциям грохочения, — общая эффективность грохо-
чения в операции п по классу зерен размерами, меньшими отверстий
сита грохота;
а — размер отверстий сита грохота, мм;
d — крупность зерна, мм;
i — ширина выпускной щели дробилки, мм;
s—степень дробления (измельчения);
ts.P~d — приращение класса —d в операции дробления.
§ 3.	Содержание и объем проекта
обогатительной фабрики
Проектом обогатительной фабрики называет-
ся комплекс технических документов, необходимых для осуществле-
ния строительства, монтажа и эксплуатации будущей фабрики.
Проектирование обгатительных фабрик осуществляется проект-
ными институтами, специализированными конторами и трестами.
К проектированию обогатительных фабрик предъявляются сле-
дующие основные требования:
1.	Рациональное и комплексное использование минеральных
ресурсов. Для повышения рентабельности проектируемой обогати-
тельной фабрики необходимо изыскивать пути использования отхо-
дов производства.
2.	Обеспечение высокой производительности труда, достигаемой
интенсификацией технологических процессов обогащения полезного
ископаемого, применением высокопроизводительного оборудования,
комплексной механизацией производственных процессов, автомати-
оацией контроля и управления производством.
Содержание и объем проекта обогатительной фабрики
9
3.	Использование типового оборудования и строительных кон-
струкций, типовых проектов отдельных компоновочных узлов и це-
хов, а в случае переработки однотипного сырья — типовых проектов
обогатительных фабрик в целом.
4.	Использование возможностей кооперирования проектиру-
емой фабрики с другими предприятиями района при снабжении фаб-
рики электроэнергией, водой, устройстве общих жилых поселков,
канализации, транспорта, противопожарной охраны, обслуживании
оборудования фабрики ремонтом и т. д.
5.	Изыскание наиболее экономичного решения генерального
плана проектируемой фабрики путем компактного размещения
зданий ее цехов на промышленной площадке, а в случае возможно-
сти — размещения цехов в общих корпусах.
6.	Не допускать излишеств в объемах и площадях производствен-
ных, конторских и бытовых помещений, а также во внешнем и вну-
треннем их оформлении.
7.	Обеспечение безопасных условий труда на фабрике.
Обогатительная фабрика является промежуточным звеном между
рудником и металлургическим заводом или предприятием, перера-
батывающим фабричные концентраты и другие продукты обогащения.
Поэтому проект фабрики должен быть тесно увязан с проектами
рудника и металлургического завода в отношении их производи-
тельности, кондиций на качество подаваемого на фабрику сырья
п выпускаемых ею концентратов, графика их подачи, рода приме-
няемого транспорта и т. д.
Проектирование обогатительных фабрик ведется, как правило,
в две стадии — сначала разрабатывается проектное задание, а за-
тем, на основании утвержденного проектного задания, — рабочие
чертежи [46]. При строительстве фабрик с новой технологией и но-
вым оборудованием допускается, как исключение, с разрешения
инстанции, утверждающей проектное задание, частичный переход
на трехстадиальное проектирование.
Проектированию обогатительной фабрики должна предшество-
вать разработка технико-экономического обоснования целесообраз-
ности ее строительства или расширения на основе перспективного
плана развития той отрасли промышленности, в которую войдет
проектируемая фабрика.
Проектное задание имеет назначение: найти наиболее экономич-
ный способ обогащения полезного ископаемого, обеспечивающий
получение высоких технологических показателей при наименьших
относительных эксплуатационных расходах и наибольшей эффек-
тивности капитальных вложений; установить возможность осуще-
ствления строительства обогатительной фабрики в намеченные сроки;
определить ее сметную стоимость и установить основные технико-
экономические показатели.
В проектном задании уточняется производительность проекти-
руемой фабрики, выбирается промышленная площадка, источнику
10
Общая часть
и способы снабжения фабрики сырьем, водой, энергией, топливом,
теплом, материалами; определяются технологические и строитель-
ные решения и методы строительства.
Проектное задание содержит следующие части:
технико-экономическую;
генеральный план и внецеховой транспорт;
технологическую;
строительную;
организацию строительства;
сметную документацию.
Материалы по энергоснабжению включаются в технологиче-
скую, а материалы по водоснабжению, канализации, хвостовому
хозяйству, отоплению и вентиляции — в строительную часть.
При проектировании крупных обогатительных фабрик эти мате-
риалы могут быть выделены в самостоятельные части. Наоборот,
при проектировании фабрик небольшой производительности но-
менклатура частей проектного задания может быть уменьшена путем
включения материалов по генплану и транспорту в строительную
часть.
В отдельных частях проектного задания обогатительной фабрики
разрабатываются следующие вопросы:
I.	Технико-экономическая часть. Обоснование
выбора места строительства, производительности и очередности
строительства обогатительной фабрики. Характеристика сырьевой
базы фабрики по запасам и сортам полезного ископаемого. Способ
доставки полезного ископаемого на фабрику. Источники и способы
снабжения фабрики водой, энергией, материалами. Режим работы
фабрики и отдельных ее цехов. Производственные связи проектиру-
емой фабрики с другими предприятиями (с рудником, металлургиче-
ским заводом, предприятиями, снабжающими запчастями и мате-
риалами, с железной дорогой и пр.). Кооперирование и обоснование
решений по кооперированию со смежными предприятиями. Опре-
деление потребности в основных категориях рабочих, ИТР и
уровня заработной платы. Производительность труда, уровень
механизации и автоматизации производства, энерговооруженности.
Жилищное строительство — объем и стоимость, местонахо-
ждение рабочего поселка, характеристика зданий в отношении
этажности, материалов, инженерного оборудования. Развитие строи-
тельной базы, необходимое в связи со строительством, и затраты
на это развитие. Анализ капитальных вложений и основных средств
предприятия, стоимость обогащения тонны сырья и себестоимость
концентратов. Основные технико-экономические показатели и
сравнение их с аналогичными показателями действующих передовых
отечественных и зарубежных обогатительных фабрик и с ранее раз-
работанными проектами. Анализ экономической эффективности
строительства. Требования к отраслям народного хозяйства, возни-
кающие в связи со строительством обогатительной фабрики, данные
Содержание и объем проекта обогатительной фабрики
И
о проведении необходимых научно-исследовательских и опытно-
конструкторских работ.
II.	Генеральный план и внецеховой транс-
порт. Планирование расположения зданий, цехов, сооружений,
складов, железнодорожных путей, безрельсовых дорог и других
коммуникаций на промышленной площадке обогатительной фаб-
рики 1.
III.	Технологическая часть. Характеристика
сырья в отношении его вещественного состава, содержания полезных
компонентов, минералогического состава, характера вкрапленности
полезных минералов, влажности, наличия глинистых примесей
или разрушенной пустой породы, плотности и насыпного веса,
гранулометрического состава. Анализ исследований по обогащению
и результатов работы действующих обогатительных фабрик, пере-
рабатывающих аналогичное сырье. Выбор качественной схемы
обогащения с обоснованием запроектированных технологических
показателей. Количественная и шламовая схемы обогащения и ба-
лансы по полезным компонентам и воде. Выбор типа, размеров и
количества основного оборудования; сравнение и выбор вариантов
размещения основного оборудования в отдельных цехах. Сравнение
и выбор вариантов внутрицехового транспорта, определение емко-
стей бункеров, складов, выбор транспортного оборудования. Про-
изводственный дренаж сливных вод фабрики. Опробование, контроль
и автоматизация технологического процесса. Реагентное хозяйство
(для флотационных фабрик). Организация ремонта оборудования
и ремонтное хозяйство фабрики, включая выбор подъемно-транспорт-
ных приспособлений. Выбор схемы электроснабжения фабрики
и электрооборудования, расчеты установленной и потребной мощно-
сти трансформаторных подстанций, годовое потребление электро-
энергии и расход ее на 1 т сырья. Потребность в топливе, реагентах
и материалах. Связь и сигнализация.
Если применяются типовые или ранее выполненные проекты,
то приводятся обоснования их выбора и указываются паспорта при-
мененных типовых проектов.
IV.	Строительная часть. Схематические планы и раз-
резы основных зданий и сооружений первой очереди строительства,
если они строятся по индивидуальным проектам. Характеристика
основных зданий и сооружений, подлежащих строительству по ти-
повым проектам, с указанием в табличной форме площадей, объемов
и размеров зданий и сооружений, типа конструкций и материалов.
Описание решений по бытовому обслуживанию трудящихся обога-
тительной фабрики. Определение расходов воды. Выбор источников
водоснабжения, выбор площадки для хвостохранплища и метода
укладки хвостов, выбор способа очистки сточных фабричных вод.
Выбор схемы водоснабжения, канализации и саноборудоваппя.
1 Подробнее о генеральном плане обогатительной фабрики см. главу VI.
12
Общая часть
Определение количества тепла и энергии для отопления, вентиляции
и кондиционирования воздуха. Выбор систем и основного оборудо-
вания для отопления, вентиляции, аспирации и пылеулавливания.
V.	Организация строительства. План и графики
строительства обогатительной фабрики, описание методов производ-
ства строительных работ по крупным зданиям и сооружениям. Рас-
четы объемов основных строительных и монтажных работ, потребно-
сти в строительных материалах и механизмах, в электроэнергии,
воде и паре, источники удовлетворения этих потребностей. Опреде-
ление потребности в кадрах для строительства фабрики, мероприя-
тия по обеспечению жильем строителей.
VI.	Сметная часть. Сметная документация, устанавлива-
ющая стоимость строительства обогатительной фабрики и отдельных
ее объектов1.
Если в проектном задании предусматривается использование
типового проекта, то в этом случае в задании разрабатываются только
вопросы, не решенные в типовом проекте: выбор промышленной пло-
щадки обогатительной фабрики, сырьевая база фабрики, источники
и способы снабжения строительства основными материальными ре-
сурсами, кооперирование фабрики с другими предприятиями, жи-
лищное строительство, организация строительства, технико-зкономи-
ческис показатели; ситуационный плап и данные о строительной
площадке, привязка зданий и сооружении к топографической основе,
отметки зданий и вертикальная планировка; внешние сети для водо-
снабжения и канализации, удаления хвостов, электроснабжения,
транспорта и другие необходимые уточнения рабочих чертежей ти-
пового проекта при их привязывании к участку строительства.
В тех случаях, когда строительство обогатительной фабрики
осуществляется несколькими очередями, проектное задание в полном
объеме разрабатывается только для первой очереди строительства.
Материалы по строительству последующих очередей фабрики раз-
рабатываются лишь в объеме, необходимом для решения вопросов
генерального плана, внецеховых коммуникаций, для определения
технико-экономических показателей и полной стоимости строитель-
ства. На каждую последующую очередь строительства фабрики раз-
рабатывается отдельное проектное задание.
Пояснительная записка проектного задания должна быть ясной
и краткой. Не допускаются алгебраические и арифметические вы-
кладки, связанные с технологическими и другими расчетами. Ука-
зываются лишь исходные положения и конечные результаты таких
расчетов.
Технико-экономические расчеты для сравнения конкурирующих
вариантов проекта производятся на основе типовых пли ранее вы-
полненных проектов по укрупненным показателям на единицу
объема, площади, длины, веса и т. д. Например, стоимость зда-
1 Подробнее о сметной части проекта см. главу VIII.
Содержание и объем проекта обогатительной фабрики
13
ний подсчитывается по стоимости .1 м3 их объема, стоимость же-
лезнодорожных путей — по их длине и стоимости 1 м пути.
Допускаются иллюстрации расчетов графиками, схемами и фото-
графиями.
Графическая часть проектного задания
составляется в минимально необходимом объеме и включает: со-
вмещенную качественно-количественную и шламовую схемы, схему
цепи аппаратов со спецификацией оборудования, схематические
планы и разрезы производственных цехов с нанесением на них основ-
ного оборудования и строительных конструкций, схему электро-
снабжения, генеральный план обогатительной фабрики, ситуацион-
ный план местности с указанием места для хвостохранилища,
хвостопровода, места забора воды и привязок фабричных инженерных
сетей к государственным. Масштаб чертежей, изображающих планы
и разрезы цехов, — 1 : 200 и реже 1 : 100. Масштаб генерального
плана фабрики в зависимости от площади промышленной площадки
принимается от 1 : 500 до 1 : 2000.
Согласование и утверждение проектного
задания. В процессе выполнения проектного задания ряд при-
нятых исходных данных и решений должен быть согласован проект-
ной организацией с соответствующими заинтересованными в этих во-
просах местными организациями и ведомствами.
Выбор промышленной площадки для строительства обогатитель-
ной фабрики, площадки для хвостохранилища, трассы внепло-
щадочных инженерных сетей (электропередач, водопровода, хвосто-
провода и т. п.), устройство водозабора, мероприятия по очистке
сточных вод, дымовых газов и аспирационного воздуха согласуются
с исполкомом местного Совета депутатов трудящихся, а также
с местными государственными органами санитарной инспекции и
пожарного надзора1.
Мероприятия по использованию воды и по защите хвостохрани-
лпща от размыва паводками согласуются с государственными орга-
нами по охране водных ресурсов.
Решения вопросов по производственному и хозяйственному
кооперированию обогатительной фабрики согласуются с совнархо-
зом, которому подчинены участвующие в кооперировании пред-
приятия.
Вопросы снабжения обогатительной фабрики электроэнергией,
теплом и газом согласуются с энергетическим управлением совнар-
хоза.
Место примыкания фабричных железнодорожных путей к путям
общего пользования и порядок перевозок грузов обогатительной
1 Если обогатительная фабрика строится в районе выявленных месторо-
ждений полезных ископаемых, то выбор промышленной площадки должен быть
согласован с местными органами по горному надзору и по надзору за безопасным
ведением работ в промышленности.
14
Общая часть
фабрики согласуются с управлением железной дороги Министерства
путей сообщения \
Примененные в проекте строительные конструкции и материалы,
средства механизации строительных и монтажных работ и методы
организации строительства согласуются со строительной организа-
цией, которая будет вести строительство обогатительной фабрики.
Проектные задания утверждаются в различных инстанциях в за-
висимости от сметной стоимости обогатительной фабрики и значимо-
сти ее для народного хозяйства. На утверждение представляются
проектное задание и сметная документация. При этом прилагаются:
утвержденное задание на проектирование, документы о согласовании
принятых в проекте решений, документы об утверждении запасов
полезного ископаемого.
На основании утвержденного проектного задания составляются:
спецификация на основное оборудование, заявочные ведомости на
остальное оборудование и аппаратуру, на приборы, кабельную про-
дукцию, трубы, металл для металлоконструкций и основные строи-
тельные материалы 1 2.
Проектное задание со сводным сметно-финансовым расчетом после
его утверждения является основанием для финансирования строи-
тельства обогатительной фабрики, заказа для нее основного обору-
дования и разработки рабочих чертежей.
Рабочие чертежи разрабатываются на основе утвержденного
проектного задания и полученных от заказчика технических данных
по заказанному оборудованию. Рабочие чертежи подразделяются па
общие чертежи, на которых указывается расположение оборудова-
ния, и детальные чертежи, разрабатываемые в объеме, необходимом
для осуществления строительных и монтажных работ. В общих чер-
тежах производится окончательная увязка генерального плана обо-
гатительной фабрики, увязка строительных конструкций с обору-
дованием, устройствами по энергоснабжению, санитарной технике
и со всеми видами коммуникаций.
В состав детальных рабочих чертежей входят: чертежи установки
технологического, транспортного, энергетического и другого обору-
дования и связанных с этим оборудованием коммуникаций (подводка
и удаление обрабатываемых продуктов, подводка воды, энергии,
пусковые и регулирующие механизмы, аспирационные устройства,
контрольно-измерительная аппаратура, рабочие площадки и' пере-
ходы и т. п.); чертежи сетей и устройств энергоснабжения, освеще-
ния, автоматизации, сигнализации, водоснабжения, отопления, веп-
1 В случае, если проектом предусматривается использование для перевозок
грузов обогатительной фабрики речного или морского флота, то в этой части про-
ект должен быть согласован с органами соответствующих министерств.
2 Новое, пестандартизированпое оборудование в спецификацию не вклю-
чается. Для этого оборудования после утверждения проектного задания раз-
рабатываются технические задания на проектирование, которые после согласо-
вания и утверждения передаются заказчику.
Исходные данные для проектирования обогатительной фабрики
15
тиляции, канализации и других сетей; архитектурно-строительные
чертежи: планы по этажам, разрезы и фасады зданий, монтажные
чертежи строительных конструкций; общие виды и детальные чер-
тежи нетиповых элементов и конструкций; чертежи фундаментов
оборудования и зданий в соответствии с уточненными инженерно-
геологическими данными; чертежи нестандартного оборудования
(кроме оборудования, на которое проектной организацией разрабо-
таны технические задания на конструирование).
При строительстве обогатительной фабрики или отдельных ее
цехо-в по типовым проектам разрабатываются только чертежи при-
вязки типового проекта к строительному участку и необходимые
дополнительные чертежи к типовому проекту (например, в случае
снятия с производства отдельных машин, примененных в типовом
проекте, и замены их другими машинами).
При разработке рабочих чертежей составляются уточненные
сметы на строительные и монтажные работы и ведомости на мате-
риалы, конструкции, металлопрокат, арматуру, приборы и др.
Количество рабочих чертежей должно быть минимально необхо-
димым для осуществления строительных и монтажных работ. Для
уменьшения числа чертежей следует применять минимально допу-
стимые масштабы, не допускать чрезмерной детализации чертежей,
не вычерчивать детали узлов и соединений, которые приводятся
в альбомах типовых деталей, ограничиваясь в этом случае лишь
ссылкой на альбом и номер чертежа.
Типовое проектирование имеет целью обеспечить строительство
многократно повторяющихся однотипных цехов и сооружений
обогатительных фабрик готовыми проектами и рабочими чертежами.
Типовое проектирование включает также разработку правил про-
изводства строительных работ.
При составлении типовых проектов должно предусматриваться
применение высокопроизводительного оборудования и наиболее
совершенной технологии обогащения полезных ископаемых.
13 первую очередь типизируются обогатительные фабрики, предна-
значенные для переработки однотипного сырья, цехи дробления
и топкого измельчения, отдельные компоновочные и конструктив-
ные узлы.
При применении проектными и строительными организациями
утвержденных типовых проектов запрещается их переработка, за
исключением внесения в рабочие чертежи изменений, связанных
с привязкой зданий и сооружений к участкам строительства.
§ 4. Исходные данные для проектирования обогатительной фабрики
Для разработки проекта обогатительной фабрики необходимо
иметь: задание на проектирование, топографические и инженерно-
геологические данные по промышленной площадке, экономические
данные о районе строительства, основные данные по горной части
16
Общая часть
проекта, нормативные материалы, данные о результатах исследо-
вательских работ ио установлению вещественного состава и ио
испытаниям обогатимости полезного ископаемого.
Задание на проектирование обогатитель-
ной фабрики составляется совнархозом или дирекцией пред-
приятия, при участии проектной организации, в соответствии с пер-
спективным планом развития данной отрасли промышленности и
утверждается той же инстанцией, которая будет утверждать проект
фабрики.
В задании на проектирование фабрики указывается: основание
для проектирования (постановление Совета Министров СССР, решение
совнархоза, приказ по министерству и т. д.); район или пункт строи-
тельства фабрики; производительность фабрики по готовой продук-
ции или по руде; источники снабжения сырьем и утвержденные за-
пасы полезного ископаемого в месторождениях, на базе которых
строится фабрика; источники снабжения фабрики водой и электро-
энергией; намечаемое производственное и хозяйственное коопери-
рование с другими предприятими; кондиции на готовую продукцию
фабрики и ее потребители; сроки и очередность строительства; ориен-
тировочные размеры капитальных вложений и предельно допустимые
удельные затраты на единицу годовой производительности фабрики;
ориентировочные показатели стоимости обработки 1 т сырья и себе-
стоимости готовой продукции.
Данные о промышленной площадке: топогра-
фический план местности в горизонталях с указанием существующих
зданий и сооружений, подъездных путей и растительного покрова;
состав и физические свойства грунтов, допустимые на них нагрузкп,
уровень и состав грунтовых вод, глубина промерзания грунта;
направление господствующих ветров, количество осадков, колеба-
ния температуры; характеристика местных строительных материалов;
источники водоснабжения, их дебит, химический и бактериологиче-
ский составы воды и механические примеси в ней; источники электро-
снабжения и их характеристика.
Экономические данные о районе строи-
тельства: характер и перспективы промышленного развития
района, топливные ресурсы и стоимость местного топлива; условия
транспорта; условия получения и отпускные цены па электроэнер-
гию и воду; наличие и стоимость основных материалов, необходимых
для эксплуатации проектируемой фабрики; возможность обеспече-
ния фабрики рабочей силой и размещения рабочих в существующих
жилых поселках.
Данные горной части проекта: календарный план
развития рудника с указанием сортов полезного ископаемого и
производительности по сортам в отдельные периоды эксплуатации
Рудника; содержание полезных компонентов и вредных примесей
в отдельных сортах полезного ископаемого, возможные колебания
качества его за период эксплуатации месторождения; характеристика
Исходные данные для проектирования обогатительной фабрики 17

крупности полезного ископаемого и другие физические его свой-
ства, в частности влажность, содержание глины, плотность и насып-
ной вес; график поступления полезного ископаемого на обогатитель-
ную фабрику в разрезе года, недели, суток и род транспорта от руд-
ника до фабрики.
Нормативные материалы: нормы технологического
проектирования; типовые Проекты обогатительных фабрик, отдель-
ных цехов, технологических узлов и зданий вспомогательного на-
значения; ГОСТ на оборудование, сырье и готовую продукцию;
противопожарные и санитарные нормы строительного проектиро-
вания; санитарные правила спуска промышленных сточных вод
в общественные водоемы, выброса дыма сушильных печей и запы-
ленного воздуха в атмосферу; нормы естественного и искусственного
освещения; нормы и требования МПВХО; нормы правил безопас-
ности; правила устройства и эксплуатации электроустановок, си-
ловых проводок и подъемных механизмов; правила храпения и при-
менения химических и ядовитых веществ; прейскуранты на оборудо-
вание, ценники на монтаж оборудования; справочники укрупненных
сметных норм на общестроительные и специальные строительные
работы; прейскуранты на руду, концентраты, топливо и материалы;
тарифы на перевозку; нормы накладных расходов на строительные
и монтажные работы; нормы амортизационных отчислений; тариф-
ные сетки и ставки; нормы начислений на заработную плату; длитель-
ность отпусков для отдельных категорий трудящихся; нормы от-
числений на охрану труда и др.
Данные о результатах исследовательских
работ по испытаниям обогатимости полез-
ного ископаемого. Для выбора качественной схемы обо-
гащения необходимо иметь: вещественный состав полезного ископа-
емого — минералогический, химический и рациональный его ана-
лизы; характеристику вкрапленности минералов; материалы,
характеризующие степень разрушенности ископаемого естественны-
ми процессами, содержание в нем глины, первичных шламов, степень
развития процессов вторичной минерализации; содержание внешней
влаги; характеристику крупности и максимальную крупность иско-
паемого; результаты испытаний обогатимости ископаемого по наи-
более перспективным схемам, устанавливающие показатели, необ-
ходимые для технико-экономического сравнения этих схем; зависи-
мости между технологическими показателями обогащения — вы-
ходом, содержанием и извлечением для наиболее оптимального ва-
рианта схемы обогащения; результаты испытаний обогащения иско-
паемого по схемам, отличающимся числом стадий и крупностью
материала, поступающего в отдельные стадии.
Для расчета количественной и шламовой схем необходимо иметь:
характеристики крупности дробленых продуктов; данные о содер-
жании полезных компонентов в продуктах отдельных операций;
частные и общие извлечения полезных компонентов в отдельных
2 заказ 760.
18
Общая часть
операциях; оптимальные отношения жидкого к твердому в питании
и в продуктах отдельных операций; удельные расходы свежей воды,
добавляемой в отдельные операции.
Для определения производительности аппаратов необходимо
иметь результаты испытаний пли практические данные, которые
позволили бы установить норму удельной нагрузки. Для выбора
флотационных машин, контактных чанов и обезвоживающих бунке-
ров необходимо знать время обработки продукта в каждой операции.
Эти данные должны содержаться в исследовательских отчетах.
Степень надежности результатов исследовательских работ за-
висит от масштаба испытаний, который может быть различным
в зависимости от степени сложности и новизны технологического
процесса, производительности проектируемой фабрики и специфиче-
ских свойств полезного ископаемого.
Для разработки проектного задания небольшой обогатительной
фабрики в случае простой и хорошо освоенной технологии обогаще-
ния достаточен лабораторный масштаб исследований ископаемого
при условии, что они по своему содержанию и объему удовлетворяют
изложенным выше требованиям. При проектировании крупных
фабрик, а также фабрик со сложной или новой технологией, либо
фабрик, предназначенных для переработки полезного ископаемого
нового типа, необходима проверка результатов лабораторных иссле-
дований ископаемого в полупромышленных или промышленных
масштабах в условиях непрерывного процесса обогащения.
§ 5. Требования к качеству концентратов
Требования к качеству концентратов определяются Государ-
ственными общесоюзными стандартами (ГОСТ) пли техническими
условиями (ТУ) совнархозов и комбинатов. Ниже приведены данные
содержания основных полезных компонентов и вредных примесей
в концентратах руд цветных и черных металлов и углей1.
Свинцовые концентраты перерабатываются гор-
новой или шахтной плавкой. Для горновой плавки требуются кон-
центраты с содержанием свинца не ниже 70%, содержание вредных
примесей: SiOa<2%, Си <1,5%; Zn<2,5%; Fe<8%. Для
шахтной плавки наиболее вредными примесями в концентратах
являются цинк и медь. Пределы содержания в концентратах свинца
и вредных примесей: 70—30% РЬ; 2,5—12% Zn; 1,5—4% Си.
Цинковые концентраты перерабатываются на ди-
стилляционных и электролитных заводах. Наиболее вредной при-
месью в концентратах (четыре сорта) является железо (нежелательны
также свинец, медь и мышьяк), содержащееся главным образом
в минералах — пирите и пирротине и в виде изоморфной примеси
в самом сфалерите.
1 Первые цифры относятся к концентратам высших, а вторые — к концен-
тратам низших сортов.
Требования к качеству концентратов
19
Пределы содержания в концентратах цинка и железа: 53—40%
Zn; 7-16% Fe.
Медные концентраты поступают после обжига в от-
ражательные печи для выплавки штейна. Содержание меди в кон-
центратах колеблется в широких пределах в зависимости от хими-
ческого состава полезного минерала и от характера прорастания
сульфидов меди с другими минералами. Поэтому для каждой обога-
тительной фабрики установлены своп кондиции на содержание меди
в концентрате: 40—10% Си. Вредными примесями в концентратах
являются цинк и свинец, а при больших содержаниях — глинозем.
Для медных концентратов (четыре сорта) свинцово-цинковой
промышленности установлены следующие пределы содержания меди,
свинца и цинка: 20—11% Си; 7—19% РЬ; 6—19% Zn.
Молибденовые концентраты потребляются в ос-
новном металлургической промышленностью. Наиболее вредными
примесями в концентратах (три сорта) являются фосфор, мышьяк
и олово (нежелательны кремнезем и медь). Пределы содержания
в концентратах молибдена и вредных примесей: 50—47% Мо; 5—
7%¥SiO2; 0,07—0,15% Р; 0,5—2,0% Си; 0,07% As; 0,07% Sn.
Вольфрамовые концентраты используются глав-
ным образом для выплавки ферровольфрама. Вредными примесями
в концентратах являются фосфор, мышьяк, олово, сера, медь и крем-
незем. Для вольфрамовых и гюбнеритовых концентратов установлены
следующие кондиции: 65—60%WOa; 11—18% Ми; 5% SiO2; 0,03% —
0,06% Р; 0,05-0,1% As; 0,2-0,5% Sn; 1,5% S; 0,1-0,5 Си. Для
шеелитовых концентратов: 55—50% WOa; 4% Мп; 10% SiO2;
0,2% Sn; 0,3-0,8% Си; 0,08-0,11% Р; 0,05-0,1% As; 1,5% S.
Оловянные концентраты. Вредными примесями
в оловянных концентратах (три сорта) являются кремнезем, глино-
зем, железо, сера и медь. Пределы содержания в концентратах олова
и вредных примесей: 60—40% Sn; 11—19% SiO2; 6—11% Fe; 3—
7% А120з; 3-6% S; 0,2-0,5 % Си.
Железные руды и концентраты используются
в доменном и в сталеплавильном производствах, а также в специаль-
ных процессах, таких, как прямое восстановление железа, порошко-
вая металлургия, производство губчатого железа.
Руды и концентраты, поступающие в доменную плавку, должны
удовлетворять требованиям как по своим физическим свойствам,
так и по химическому составу. Из физических свойств имеют значе-
ние: пористость, прочность прп высоких температурах и крупность
(кусковатость). Мелкие классы из поступающей в плавку руды
удаляются, так как они сильно понижают газопроницаемость
шихты и частично выносятся из печи газами.
Верхний предел крупности для магнетитовых доменных руд
40—50 мм, гематитовых руд 50—80 мм, бурых железняков 80—
120 мм. Нижний предел крупности по условиям доменной плавки
3—5 мм. На обогатительных фабриках грохочение железной руды
2*
20
Общая часть
обычно ведется по крупности 10 мм, класс 10—0 мм и мелкие кон-
центраты подвергаются агломерации [111, 59]. Концентраты круп-
ностью менее 0,1 мм используются для приготовления окатышей.
Пределы влажности для магнетитовых руд 2—3%, гематитовых
руд 4—6%, бурых железняков 10—16%, агломелочи магнетитовых
руд 4—5%. В зимнее время для перевозимых по железной дороге-
мелких концентратов допустимая влажность определяется опытным
путем из условий их несмерзаемости в вагонах.
Кондиции по содержанию железа в руде и концентратах зависят
от многих причин — типа полезного рудного минерала, состава пу-
стой породы, степени восстановимости руды и др.
Среднее содержание железа в концентратах при обогащении
магнетитовых, гематитовых, мартитовых и полумартитовых руд
обычно составляет 55—65%, а при обогащении бурых железняков
45—55%. Содержание железа в концентратах, соответствующее
наименьшей себестоимости чугуна и меньшим капитальным затратам
на строительство обогатительной фабрики и металлургического за-
вода, определяется специальными техпико-зкономичсскими расче-
тами. Для магнетитовых, магнетито-мартитовых и мартитовых (ге-
матитовых) руд, содержащих кислую пустую породу, наивыгодней-
шее содержание железа в концентрате составляет 65—66%. Для тех
же руд, содержащих основные породы, выгодно получать концен-
траты такого же состава, но при условии, что модуль основности
,	CaO + MgO .	-	„
(отношение 	-— .°	) при обогащении не понижается. В случае-
О1С>2 “Г AljUg
понижения модуля основности оптимальное содержание железа
в концентрате снижается до 55—56%.
Вредными примесями в доменных железных рудах и концентратах
являются сера, фосфор, мышьяк, «нерастворимый остаток», цинк,
медь, свинец, олово, титан1. Допустимые содержания вредных
примесей колеблются в зависимости от марки выплавляемого чугуна.
Содержание серы в концентратах (агломерате), предназначенных
для выплавки обычного мартеновского чугуна, не должно превышать
0,3%, а содержание фосфора 0,15—0,2%. В концентратах (агломе-
рате), используемых для древесноугольной выплавки специальных
чугунов, содержание серы не должно превышать 0,02—0,035%.
Содержание фосфора в концентратах при мартеновском переделе
чугуна в печах с основной футеровкой допускается до 0,2% и в пе-
чах с кислой футеровкой — до 0,02%. При бессемеровском переделе
чугуна допустимое содержание фосфора в концентратах 0,05—0,07%,
1 «Нерастворимый остаток» — смесь кремнезема и глинозема. Для перевода
этих примесей в шлак на каждую тонну нерастворимого остатка необходимо
добавить 1,8 т чистого карбоната кальция или около 2 т известняка. Большое
содержание в руде нерастворимого остатка приводит к разубоживанию шихты,
уменьшает производительность доменной печи и увеличивает расход кокса на
плавку.
Требования к качеству концентратов
21
при томасовском переделе чугуна 1,5—2,0%, для древеспоугольной
выплавки — до 0,01%.
Приближенные допустимые нормы других вредных примесей
в концентратах (агломерате), предназначенных для выплавки мар-
теновского чугуна: 0,07—0,1% As; 0,1% Zn; 0,015% Pb; 0,08% Sn;
16% TiOs; 0,2% Си. В рудах для выплавки специальных качествен-
ных сталей: Си < 0,05%, а при выплавке антикоррозийных сплавов
Си >0,5%.
Полезными примесями в концентратах, улучшающими свойства
выплавляемых сталей, являются никель, марганец и ванадий.
Одпако в некоторых рудах специального назначения эти же примеси
могут быть вредными. Например, в маломарганцовистых рудах,
используемых для выплавки ковких и валковых чугунов, содержа-
ние марганца не должно превышать 0,006% па каждый процент же-
леза в руде.
Основания — окиси кальция и магния — при плавке руд, со-
держащих значительное количество кремнезема, являются полез-
ными примесями, снижающими расход флюсов.
Для производства губчатого железа используются магпетитовые
концентраты с содержанием до 72% Fe, 0,2%—0,6% SiO2 и
<0,01%Р [117].
Марганцевые руды и концентраты используются
в металлургической и химической промышленности. Для химиче-
ской промышленности требуются пиролюзитовые концентраты,
содержащие более 80% МпО2. Вредные примеси в металлургических
марганцевых рудах те же, что и в железных рудах. В концентра-
тах содержится 50—25% Мп.
Угли и угольные концентраты. Содержание при-
месей в углях и угольных концентратах, поступающих на коксова-
ние, определяется кондициями, установленными на металлургиче-
ский кокс. Для большинства донецких коксовых заводов зольность
кокса допускается до 9—10% и содержание серы до 1,65—1,80%.
На заводах Сибири средпие расчетные нормы по зольности и содер-
жанию серы соответственно 11,2 и 0,5%. Зольность угольных кон-
центратов, поступающих на коксование, должна быть примерно на
30% меньше допустимой зольности кокса, выход которого при коксо-
вании угля составляет около 70%. На углеобогатительных фабриках
Донбасса, обогащающих коксующиеся угли, обычно кондиции на
концентраты по зольности находятся в пределах 6—8% и по содержа-
нию серы 2—2,5% при зольности исходных углей 12—20% и содер-
жании серы 2,5—3,5%. Внешняя влажность перевозимых по желез-
ной дороге концентратов зимой — не более 5%, летом — до 8%.
Глава II
ВЫБОР КАЧЕСТВЕННЫХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ПРОЦЕССА
ОБОГАЩЕНИЯ
§ 1. Методика выбора качественных показателей и схемы обогащения
Качественные показатели обогащения определяются действую-
щими кондициями на концентраты. Однако часто кондициями раз-
решается выпуск концентратов разных сортов с широким диапазо-
ном колебаний содержания в них полезного компонента и вредных
примесей. В таких случаях выбор качественных показателей обога-
щения производится путем технико-экономического сравнения от-
дельных вариантов схем обогащения и получаемых при этом каче-
ственных показателей. Последние зависят в основном от свойств
обогащаемого полезного ископаемого, качественной схемы его обо-
гащения, применяемого оборудования, режимов процесса в отдель-
ных операциях обработки ископаемого.
При изменении качества концентратов изменяются выход и себе-
стоимость готовой продукции, получаемой при переработке концен-
тратов на металлургическом заводе или другом промышленном
предприятии. Поэтому для правильной оценки вариантов схемы обо-
гащения полезного ископаемого необходимо учитывать не только
расходы по обогатительной фабрике, но также и расходы на завод-
ской передел концентрата. Например, при сравнении вариантов
обогащения железных руд оптимальным будет тот вариант, при ко-
тором получается наиболее дешевый чугун. При сравнении вариан-
тов обогащения руд цветных и редких металлов необходимо учиты-
вать не только себестоимость получаемого металла, но и его коли-
чество, так как эти металлы являются в большинстве случаев дефи-
нитными.
Для технико-экономического сравнения вариантов обогащения
необходимо для каждого из них на основании результатов исследо-
вательских работ, а также практических данных по аналогичным
предприятиям установить качественные и количественные показа-
тели обогащения, нормы расхода энергии, воды, основных материа-
лов и рабочей силы на единицу перерабатываемого сырья. Далее
ориентировочно подсчитывают объемы строительных и монтажных
работ для проектируемой обогатительной фабрики и по методу укруп-
Методика выбора качественных показателей и схемы обогащения
23
ненных измерителей определяют по каждому из вариантов обогаще-
ния необходимые капиталовложения. Подсчитывают также для каж-
дого варианта стоимость переработки на 1 т исходного сырья или
готовой продукции.
Сравнение вариантов следует производить в сопоставимых усло-
виях, т. е. при одинаковой для всех вариантов производительности
обогатительной фабрики.
Сущность метода экономического сравнения рассматриваемых
вариантов обогащения заключается в сопоставлении дополнитель-
ных капитальных затрат с годовой экономией, дополнительно полу-
чаемой обогатительной фабрикой. Если варианты расположить
в порядке возрастания капитальных затрат и обозначить через
Ли Л2,... Лп — капитальные затраты^, Вп — эксплуатацион-
ные расходы за год (включаяи стоимость сырья), Ру, Р2, ... Рп — стои-
мости годовой продукции по отпускным ценам, то годовая экономия
(или перерасход) при работе обогатительной фабрики по любому
варианту i по сравнению с первым вариантом будет
Mi = B1-Bi + Pi-Py.
Разность By — By представляет экономию (или перерасход),
получаемую за счет разницы эксплуатационных расходов, а разность
Pi — Ру — экономию (или перерасход), получаемую за счет разницы
в стоимости готовой продукции.
Очевидно, что все варианты обогащения, для которых М < О,
будут менее экономичны, чем первый вариант, так как при увели-
ченных капитальных затратах эти варианты не дают никакой до-
полнительной экономии. Поэтому сравнению подлежат только ва-
рианты, для которых М }> 0.
Показателем экономической эффективности дополнительных ка-
питальных затрат является отношение между величиной этих за-
трат и величиной дополнительно получаемой обогатительной фабри-
кой экономии за год. Это отношение равно числу лет, в течение ко-
торых окупаются дополнительные капитальные затраты,
___ At— Ау  Ai — Ay
i— Mi ~ By-Bt + Pi-Py'
Чем меньше £<, тем быстрее окупаются дополнительные капиталь-
ные затраты и поэтому тем выше их эффективность.
Если обозначить через tnp — предельно допустимый срок оку-
паемости дополнительных капитальных затрат, то каждый из вариан-
тов обогащения, для которого £пр, будет экономически более
выгоден, чем первый вариант. Подставляя в зто неравенство значе-
ние ti, найдем условие экономичности варианта i по сравнению
с первым вариантом:
By-Bi + p\~Py <	•	(1)
24
Выбор качественных показателей процесса обогащения
Для выбора наиболее экономичного варианта обогащения про-
изводится последовательное сравнение конкурирующих вариантов
с первым, характеризуемым наименьшими капитальными затратами,
и таким образом отыскивается ближайший по величине капитальных
затрат вариант, для которого < fnp.
Так как найденный указанным способом вариант будет более
экономичным, чем первый, то все остальные варианты, характери-
зуемые еще более высокими капитальными затратами, должны со-
поставляться уже с этим вариантом. Применяя последовательно
указанный способ сравнения, находят наиболее эффективный ва-
риант обогащения полезного ископаемого. Неравенство (1) можно
представить в следующем впде:
Аг 4- tUpBi — tnpPi At 4“ tnpBi — tnpPi-	(2)
Из неравенства (2) следует, что если имеется несколько вариантов
обогащения, то наиболее экономичным из них будет тот, для которого
сумма величин, стоящих в левой части неравенства, будет наимень-
шей (для такого варианта условие экономичности соблюдается при
сравнении с любым другим вариантом). Следовательно, для наиболее
экономичного варианта обогащения справедливо правило
A4-<np#i—tnpPi = min.
Если не требуется детального сопоставления отдельных вариан-
тов обогащения друг с другом, то наиболее экономичный вариант
может быть установлен с помощью изложенного выше правила.
В случае, когда количество и качество готовой продукции обога-
тительной фабрики для всех сравниваемых вариантов обогащения
одинаково, = Pi и формулы (1) и (2) принимают следующий вид
b}"-b\ < *“Р;	(1а)
А;4- tnpBi <Z Aj -J-	(2a)
для наиболее экономичного варианта
Ai-j-Znpfij = min.
Эти формулы и должны применяться для оценки вариантов обо-
гащения с одинаковым количеством и качеством готовой продукции
[5]. При разном объеме или качестве готовой продукции оценка
эффективности вариантов обогащения также производится по по-
следним формулам, но предварительно все варианты должны быть .
приведены в сопоставимые условия, т. е. для нпх нужно найти зна-
чения А и В, отвечающие одинаковому количеству и качеству гото-
вой продукции.
Применение формул (1) и (2) для оценки эффективности вариантов
обогащения при разном объеме и качестве готовой продукции зна-
Показатели гравитационного обогащения по кривым обогатимости
25
чительпо облегчает решение задачи, но не дает вполне точного на
нее ответа.
Значения /Пр различны для отдельных отраслей промышленности
и могут меняться в ходе экономического их развития. При проекти-
ровании принимают следующие значения металлургическая
промышленность — 7 лет, угольная — 5 лет, химическая — 3—5 лет,
промышленность стройматериалов — 6 лет.
Ряд факторов, влияющих па выбор схемы обогащения полезного-
ископаемого, не может быть оценен в стоимостных показателях,
а некоторые из факторов не могут быть оценены в этих показателях
с необходимой степенью точности в момент составления проекта обога-
тительной фабрики. Поэтому критерий экономичности не является
достаточным для окончательного решения вопроса о выборе схемы
обогащения. Такие факторы, как например сроки строительства
фабрики и освоения ее, имеют чрезвычайно важное значение и могут
оказаться решающими при выборе схемы обогащения. При оконча-
тельном выборе варианта обогащения необходимо также учитывать
потребности фабрики в воде, электроэнергии, топливе, материалах,
рабочей силе п возможности их удовлетворения. Большое значение
имеют потенциальные возможности каждого варианта обогащения
в отношении увеличения извлечения полезных компонентов в кон-
центрат при дальнейшем развитии техники обогащения. При срав-
нении вариантов обогащения обязательно должны быть также учтены
вопросы безопасности и санитарно-гигиенические условия труда на
проектируемой обогатительной фабрике.
§ 2. Определение технологических показателей
гравитационного обогащения по кривым обогатимости
Кривые обогатимости (рис. 1) изображают графические зависимо-
сти между основными технологическими показателями гравитацион-
ного обогащения полезных ископаемых. По оси ординат с левой
стороны диаграммы отложены сверху вниз выходы «легкой» фрак-
ции, состоящей из зерен с плотностью, мепыпей граничной, или
разделительной, плотности бр*.
По оси ординат с правой стороны диаграммы отложены снизу
вверх выходы «тяжелой» фракции, состоящей из зерен с плотностью,
большей разделительной плотности.
По оси абсцисс с нижней стороны диаграммы отложены слева
направо значения: X — содержание компонента в элементарных
фракциях, т. е. во фракциях с бесконечно малым выходом, разгра-
ничивающих легкую (или тяжелую) фракцию и прочую массу ма-
териала; рл — содержание компонента в легкой фракции; рт —
* Вместо термина «плотность» в равной степени применим термин «удельный
вес» зерен. При этом имеется в виду средняя плотность или средний удельный
вес, равпые соответственно отношению массы зерпа к его объему или веса зерн^
к его объему.
26
Выбор качественных показателей процесса обогащения
содержание компонента в тяжелой фракции. По оси абсцисс с верх-
ней стороны диаграммы справа палево отложены значения 6Р —
разделительных плотностей.
При обогащении полезного ископаемого, в котором полезный
минерал имеет более низкую плотность, чем плотность «пустой
породы» (каменные угли, сланцы), концентратом является легкая
фракция. В других случаях'(руды черных, цветных, редких и благо-
родных металлов) концентратом является тяжелая фракция.
Кривые обогатимости изображают следующие зависимости: X —
зависимость между выходом легкой или тяжелой фракций и содержа-
нием компонентов в элементарной
фракции;
Рл — зависимость между выходом
легкой фракции и содержанием в ней
компонента. При разделении исход-
ного материала только на две фрак-
ции выходы легкой и тяжелой фрак-
ций связаны уравнением ул -Тут = 1.
Для данного случая кривая рл по-
казывает одновременно зависимость
между содержанием компонента
в легкой фракции и выходом тяже-
лой фракции;
рт — зависимость между выхо-
дом тяжелой фракции и содержа-
нием в пей компонента. При разде-
Рис. 1. Кривые обогатимости
лении исходного материала на две
фракции эта кривая показывает также зависимость между 0Т и ул;
ет — зависимость между выходом тяжелой фракции и извлече-
нием в нее компонента. При разделении исходного материала па две
фракции эта кривая показывает также зависимость между ет и ул;
6Р — зависимость между значением разделительной плотности
и выходами легкой или тяжелой фракций.
Кривые обогатимости при разделении исходного материала па
два продукта дают возможность по одному заданному показателю
определить все другие технологические показатели обогащения.
Например, если задано содержание компонента в концентрате, то
по кривой рл (при обогащении углей) или по кривой рт (при обога-
щении руд) находят выход концентрата ул (или ут), после чего,
зная выход концентрата, по разности находят выход хвостов, а затем
по соответствующим кривым определяют все остальные показатели
обогащения и значение разделительной плотности.
При разделении исходного материала на три продукта, например
концентрат, промпродукт и хвосты, кривые обогатимости дают воз-
можность по заданным двум показателям находить все остальные.
Так как кривыми обогатимости все технологические показатели,
относящиеся к одному и тому же продукту, связаны определенными
Показатели гравитационного обогащения по кривым обогатимости 27
графическими зависимостями, то очевидно, что для каждого продукта
можно произвольно выбирать только один какой-либо показатель.
Поэтому при разделении исходного материала на три продукта за-
данные два показателя должны обязательно относиться к разным
продуктам. При этом условии могут быть следующие варианты:
первый показатель относится к концентрату, второй — к хвостам;
первый — к концентрату, второй — к промпродукту; первый —
к промпродукту, второй — к хвостам. Практическое значение при
проектировании имеют только два первых варианта.
Порядок определения технологических показателей по кривым
обогатимости при разделении исходного материала на три продукта
сводится к следующему.
Если первый показатель относится к концентрату, а второй
к хвостам, то первоначально непосредственно по кривым определяют
все показатели для концентрата и хвостов. Далее по балансу выходов
(1 = ул 4-уп + ут), определяют выход промпродукта (уп), а затем
по балансу распределения компонента
1а =• у’лРл 4- УпРп 4- УтРт
определяют его содержание в промпродукте (здесь а и — содержа-
ние компонента в исходном материале и в промпродукте).
Содержание компонента в промпродукте может быть прибли-
женно определено также графическим путем по кривой Л [21].
Определение технологических показателей обогащения несколько
сложнее, когда один из заданных показателей содержания компо-
нента относится к концентрату, а другой к промпродукту. В этом слу-
чае необходимо первоначально обычным способом по кривым обога-
тимости определить выход концентрата, а затем для найденного
выхода концентрата построить дополнительную кривую рп на соот-
ветствующем участке кривой X. По этой кривой определяется уп
при заданном рп (или наоборот). Показатели, относящиеся к хво-
стам, находят по разности из уравнений балансов выходов и весов
(распределения) компонентов.
Кривые обогатимости гравитационного обогащения могут быть
построены па основании экспериментов, проведенных па обогати-
тельных аппаратах в условиях, близких к промышленным, или же
на основании опыта расслоения исходного материала в тяжелых
жидкостях. В первом случае кривые обогатимости могут быть ис-
пользованы для определения практических результатов обогащения.
Во втором случае кривые, построенные па основании опытов расслое-
ния в тяжелых жидкостях, характеризуют теоретические результаты
обогащения в идеальных условиях.
Переход от теоретических результатов обогащения к практи-
ческим может быть сделан на основе присущей гравитационным
процессам закономерности в извлечении (распределении) фракций
различной плотности в продуктах обогащения.
28
Выбор качественных показателей процесса обогащения
Если но оси абсцисс отложить показатели плотности фракций 6,
а по оси ординат — извлечение е фракций различной плотности
в концентрат при гравитационном обогащении, например отсадке,
то получим кривую е — /(6) (рис. 2) извлечения (распределения)
фракции различной плотности в концентрат и хвосты.
Плотность наиболее легкой фракции концентрата обозначим через
6', а плотность наиболее тяжелой фракции хвостов — через 6”.
Плотность фракции, извлекаемой на 50% в концентрат и на 50%
в хвосты, назовем разделительной плотностью бр.
Все фракции с плотно-
стью, меньшей разделитель-
ной, извлекаются преиму-
щественно в концентрат,
а фракции с плотностью,
большей разделительной —
в хвосты. Для идеального
процесса обогащения кривая
извлечения будет иметь вид
ломаной линии ABCD. На
участках А — Л' и D' — D
практическая кривая совпа-
дает с идеальной. Величина
отклонений практической
кривой от идеальной харак-
теризует степень несовершен-
ства (точность разделения)
гравитацпонпого процесса.
Показатели точности разделения могут быть выражены следую-
щими соотношениями:
Е' бр-б7В	Е" ^625-бр
бр А	бр—А	* бр—А	бр—А
б25— б76	I' -р /"   j
2(6Р-Д) = 2 7ср’
где Д — плотность жидкой фазы, в которой производится отсадка;
Г — точность разделения для верхней части кривой извлечения;
I" — то же, для нижней части кривой;
Лр — средняя точность разделения.
Значения символов Е', Е", 6,5 и б26 показаны па рис. 2.
Многочисленными опытами установлено, что при отсадке в маши-
нах одинаковой конструкции при условиях оптимального режима
работы отсадочной машины, одинаковой нагрузки на 1 мг площади
решета и одинаковой или близкой крупности материала имеют
место следующие закономерности:
1.	Извлечения фракции определенной плотности в концентрат
{ъ хвосты) не зависит от фракционного состава исходного материала
Показатели гравитационного обогащения по кривым обогатимости 29
и определяется только значением разделительной плотности и совер-
шенством конструкции отсадочной машины, на основании чего кри-
вая е = / (б) может быть названа технологической ха-
рактеристикой отсадочной машины.
2.	Для режимов отсадки, характеризуемых разными раздели-
тельными плотностями бРп и 6Pi, существует зависимость между
плотностями б„ и б, равноизвлекаемых фракций:
бп-6рп 6{-6pi
вРп-А 6РГ Л '
(3)
Из равенства (3), в частности, следует, что точность разделения
при указанных выше условиях является постоянной величиной,
зависящей только от конструкции отсадочной машины.
3.	Извлечения для верхней части кривой AA'F и для нижней
ее части FD'D (см. рис. 2) могут быть приближенно подсчитаны
с помощью интеграла вероятности Гаусса по формулам
е'= 50 + 50
= 50 + 50Ф(;г);
<2
2<Й
е" = 50—50
= 50—50 Ф (у),
(4)
(5)
где е' и к" — извлечения для верхней и нижней частей кривой, %;
Выражения, стоящие в скобках, — интеграл вероятности Гаусса
(Ф — функция Гаусса), значения которой приводятся в справочниках;
0,675 (бр—б) 0,675 (бр—б)
Х~ Е‘ ~ Г(бр-Д) ’
0,675 (б - бр) 0,675 (б - бр)
У~ Е"	/"(бр-Д) '
Отклонения Е’ и Е" называются в теории вероятности средин-
ными отклонениями. Интеграл вероятности Гаусса при отклоне-
нии, достигающем 4Е, равен 0,993. Поэтому если разность бр — б
равна 4Е', то извлечение по формуле (4) будет
е' = 50 + 50-0,993 = 99,65% ^100%.
Соответственно, если разность б — бр равна 4£"', то извлечение
по формуле (5) будет
е" = 50—50 • 0,993 = 0,35 %	0.
Практически можно считать, что при отклонениях бр — би
б — бр, больших 4£' и 4£", извлечения фракций будут 100% и 0,
30
Выбор качественных показателей процесса обогащения
т. е. начиная от точки А' до D' (см. рис. 2) практическая и идеальная
кривые совпадают.
Если известна кривая извлечения для какой-либо плотности
разделения 6Pij то, используя равенство (3), можно определить
извлечение фракции любой плотности при любой плотности раз-
деления 6рп. Для этого из равенства (3) находится плотность 6*
равпоизвлекаемой фракции и определяется для этой фракции извле-
чение по кривой е4 = Д (6).
Решение уравнения (3) относительно дает
Лр.-Д 6_ +б_.
6*4 r . Pn Pt	с .
< — £—On + — д — Шп On + dn
Pn	Pn.
(6>
где

врг~ A
И un
fipn—
^Pn~A
(?)
Расчет практических результатов обогащения в отсадочных
машинах. Если известны результаты испытаний обогатимости полез-
ного ископаемого в тяжелых жидкостях и кривая извлечений =
— fa (6) для проектируемой к установке отсадочной машины, то мо-
гут быть подсчитаны практические результаты обогащения и по-
строены практические кривые обогащения.
Порядок определения практических результатов обогащения сво-
дится к следующему:
подсчитываются теоретические показатели обогащения, вычер-
чивается кривая Cf = fi (6) и определяется значение бр.;
выбираются значения разделительных плотностей 6Рп, число
узких (элементарных) фракций и их средние плотности 6П, для
которых предполагается вычислить практические результаты обога-
щения;
для каждого значения 6Рп и для каждой узкой фракции со сред-
ней плотностью 6П определяется по формулам (6) и (7) плотность б4
равноизвлекаемой фракции и по графику кривой ei = fa (6) — извле-
чение;
по известным извлечениям узких фракций подсчитываются для
каждого значения бРп практические результаты обогащения — вы-
ходы концентрата и хвостов, содержание компонента в концентрате
и в хвостах, извлечения компонента в концентрат и в хвосты;
по данным результатов расчета строятся практические кривые
обогащения.
Пример расчета результатов обогащения угля
Исходные материалы:
а)	данные о результатах испытаний обогатимости угля в тяжелых жидко-
стях (табл. 1, колонки 1, 2, 3, 4, 5, 6);
Показатели гравитационного обогащения по кривым обогатимости 31
Таблица
Результаты испытаний обогатимости угля в тяжелых жидкостях и расчет теоретических показателей
обогащения
Тяжелая фракция (хвосты)	(9-Я—001=9+Я) % ‘гшое эиноьэияеи			М« cd cn eoooin coeoMja ь^смг*смг*смсос5о CJ505OOOOt*t*iDCQ	1
	% ‘niros эинвжбэДоэ			^ОЮСОЮ1П1П о cocncDincoincS^M СММ*ЮСОГ*Г*Г*СОСО	1
	(р- d~ —мкое оэя щчн'игэхиоонхо		05	t* со in ю о о о о о С^ССММ<ОМ*С0С0О tN C^LQOb-OC QQ Г- CD Ю M* СО CO C5 CD »—’	x-1	1
	(q—^“001 % ‘Voxhh		СМ	aaininooinina 1ПС01>СМСП(*СОобо CD CO CM CO ’Г-н	1
' Легкая фракция (концентрат)	(td=9“3) % ‘иное оинаьэияеи			CD'О CO t^t* CM ID) MJ CO CD О Mi>(N t^NP*o5dd CM CO M* CD O *-*	1
	% ‘гигов эинежЦэИоэ		О	OOr^COLQiOQOO (M (N Q ГОО CO DOC H ’Гнсм'смо6м*1г5о6’т4г^	1
	(dZ=»-d) 1<йго6 ЭЗЯ 5JHH4If&LHOOHXO		ст>	OLOCMCMt^r^l>r^t^ cm co in id c£> tn i> г'-- ex M*COv<C®O0l>b-CD ^r-t t—1	1
	(<J S = 9-a) % ‘toxng		СО	ОО1П10ОО1П1ПО LDCOCMr^^cdb^THO COCDt-t''«COoOOOCT5C	1
Элементарные (узкие) фракции	(y q=d) niros оэа ИКНЧ1ГЭ1ИЭОН1О		t-	OlObCiOCOOO comoocSmcdcmcScm mccoc-ca CO CD CD	1769.7
	содержание, %	(у) ииН -ЯЕйф оа niros	CD	CO ID in О О О О о in ent* об COLD ID чн CO M* CD t* OO	17,70
		(q) Э1-.1Л я цинмейф	1П	oainoinamam inr^aincocMMMoo СЭСМ-ЧГН	100.0
	плотность фракций, г /сл<з	(“в) ввнДэбо		о m in m m «п о о m COCONfinCDt^Oi^cn чгН^-гЧ’^-гЧ^^СМСО	1
		(Q) ВВШЧГОрИЕН	05	co MJ in cd i> ooaco in ^^^^-Г^^Дсмсосо	2,5
		ызшчнаииен	СМ	co COcnMJinCDt^DOOCM ^^’гЧ’чА^^’^СОСО	1,22
рицяваф «х				чгм CO СП M* m CD t* 00 сэ	
Примечания:
1. Плотность наиболее легкой фракции угля б'=1,22 г/смз, содержание золы во фракции 0,6%.
2. Плотность наиболее тяжелой фракции породы (сланца) б' = 2,5 г/см3, содержание золы во фракции 84%, р—®'= 1769,7 » 1770.
32
Выбор качественных показателей процесса обогащения
б)	технологическая характеристика отсадочной машины (табл. 2), устано-
вленная испытаниями на каком-либо угле в оптимальном режиме.
1. Производим расчет теоретических показателей (см. табл. 1, колонки
Рпс. 3. Технологическая характеристика отсадочной
машины (к примеру расчета результатов обогащения
угля)
2. Строим график технологической характеристики отсадочной машины
е{ = fi(6) (рис. 3) по даппым табл. 2.
Таблица 2
Технологическая характеристика отсадочной машины
(к примеру расчета результатов обогащения угля)
Плотность фракций д, г/см3	1,25	1,35	1,45	1,55	1,65	1,75	1,85	1,95	2,05	2,15
Извлечение фракций в концентрат Si, %	100	100	93	68	37,5	17,5	7,0	3,0	0,0	0,0
Показатели гравитационного обогащения по кривым обогатимости 33
Из графика следует:
6pi = l,60 г/см3;
Е' 0,07
6Pi— А
Е”
____ = 0Л17;
0,11
= 0,183;
0,15;
6Pi—А 1,6 — 1
/'+/" _ 0,117+0,183
7с₽-----2----------2
фракции с плотностью меньше 1,33 г!см3 при плотности разделения 1,6 г!см3
полностью извлекаются в концентрат, а фракции с плотностью больше 2,04 г/см3
полностью переходят в хвосты (точки А' и D' па рис. 3).
Выбираем для построения практических кривых обогащения значения плот-
ностей разделения 6Рп- В целях удобства сравнения практических кривых
с теоретическими принимаем такие же значения плотностей разделения, какие
приняты для построения теоретических кривых, т. е. Йр1 = 1,4 г/см3; 6р2 =
=1,5 г/см3; 6рэ = 1,6 г/см3; 6р4 = 1,7 г/см3; 6р(. = 1,8 г/см3; 6рв = 2,0 г/см3.
Принимаем также число узких фракций и значения 6П такие же, как и при под-
счете теоретических показателей обогащения *.
фРакций		1	2	3	4	5	6	7	8	9
Плотность фракций, г/см3 4. Or н (7)] и	Пределы СРедння гределяем г значения и	1,22— 1.3 1.26 начени звлече	1.3— 1,4 t,35 Я 6г I НИЙ (т<	1.4— 1,5 1,45 авноиз збл. 3,	1.5- 1.6 1,55 влекае 4).	1,6- 1,7 1,65 мых ф	1,7- 1,8 1,75 ракций	1,8- 2,0 1,90 [по с	2,0— 2.2 2,1 юрмул Г а б л	2,2— 2,5 2,35 ам (6) и ц а 3
Численные значения т-п и ап в формуле (6) для различных разделительных
плотностей 6рп
(к примеру расчета результатов обогащения угля)
Значения Л,, , г/см3 Рп	’ПП=(6Р1-Д)= (СРп-Д)	°п (срп 6Р1): (6Рп Л)
5Р1 = 1,4	тг=(1,6-1): (1,4—1) = 1,50	аг = (1,4—1,6): (1,4-1)=—0,50
бРа = 1’5	т2=(1,6 — 1): (1,5—1) = 1,20	о2 = (1,5 —1,6): (1,5 —1)=—0,20
6РЭ = 1.6	ms = (1,6—1): (1,6-1) = 1,00	оз = (1,6 —1,6): (1,6 —1) = 0.00
6Р1	1’7	m4 = (l,6 —1): (1,7 —1) = 0,857	at (1,7—1,6): (1,7 —1)=+0,143
бРБ = 1>8	/п8=(1,6—1): (1,8-1) = 0,75	О5 = (1,8 —1,6): (1,8 —1)= +0,25
*Рв = 2.0	me = (1,6 — 1): (2,0 —1) = 0,60	ав = (2,0-1,6): (2,0-1)=+0,40
1 Точность подсчетов повышается по мере увеличения числа узких фракций.
Если необходима большая точность подсчетов, следует увеличить число узких
фракций. Затем по данным испытаний обогатимости угля в тяжелых жидкостях
(см., например, табл. 1, колонки 3, 8) вычертить кривую y+e = / (б) и по этой
кривой определить средние плотности выбранных узких фракции. Для упро-
щения расчетов следует брать узкие фракции, равные по содержанию их в ис-
ходном угле, например 20 фракций при содержании каждой фракции по 5%.
3 заказ 760.
34
Выбор качественных показателей процесса обогащения
*4<
сС
Д’
Ч
1D
св
Е-
Значения и извлечении узких фракций
(к примеру расчета результатов обогащения угля)
.. и к W £ см «л «о «о	sP С'' СО		ООО ООО ч—1 ч—1 ч—	100 99,0 94,0 71,0 38,5 10,0 6, 2 и 8,
	м « лг	СГ	СОччг-’сООЮ)^*^^-!	СО чг* СО СО СОСО М^ЮСООС . Е со	
§7 м е со <О Л 10 "Л •о	О'* <Л	СМ	О О С ООО т-< ч—1	С “• LOOOOOO	"ю	д ннЛЛфч^	л	х О со со со	-	§ п §
	со § го “*		«X «о5*^ О СО xf ч-н О СО СО ч-и	£ COCOcO’^'tfLOCOODO	Р Сч |- Е S	
6р4= 1,7 г/оиЗ; 64=0,857 вп + + 0,143	W	О	о ООО ООО ч—1 чн	4 S qiQiowoq	с д О гЛоО vF СО О	го О СО со Ч-Н	« се 2 °* W £ te
	СО 5 ГО «о	О)	СО О СО со со со ч—1 ч—< ч—1	р» е а Г- Ю Stf Гч SMO СО Г- О ЧП	g® Л?чЛЛ?чЛчДсч	п ® 2 к го aj °- о.
И 5 о - 1 “г®* «Ц. О. °	sP 0х W	со	К 6< ООЮ1ГЗООО	gM SSgSSS*'5®®	в g '"ч	£ -J. О	
	со 3 го	г-	съ ЕГ К ф ч- R ж СО Ю LQ Ю Ю Ю О О	Ю	6 И	£ СО СО	Ю О С- О чН	СО	Нет	t? °вй 2 3	и - Е	£3	
и" м л' “ S " см "Л CL «О «О	С'' СО	CD	&й “ ОООЮОООО	gg з о t-4-с-7 «J cS ч5 о о о	©._ Е ОСТ>Г- Мтн	и 3 g » Ь Я 14	
	СО 5 ГО •о*	1Л	- 		'	О rt £ е к g ч-ч со vF со со о оо со со	Зс § СО ЧТ Ю СО Г-' о о со со	ь	£ ttg g га S S	
м“ 57 “ с «о чн гГЭ II - 511	хО СО		ыа £ tJ ь	о ОООО1ЛОООО	g я	g о оо чЛ о co oo оо	с-м	S or-co^	.ert	§ о. S	
	СО 3 со «о	со	§я £ • ?• * д ш x-s CD (М Г- С4 Г- <М 1Л> Ю <М COL'DOOOCD'rlc^'^iC3	к и « Щ	qJ cJ oq со	s § о & а	
еи-э/г *ug чхэошоип яьнвэйэ		СМ	а> 0J tr К С'Г СО Ю Ю Ю Ю ьо О О ьо	s 5 Й 5 СО СО LOCO 1^0 чн со	кйк«я QS« Н С!	
циЮгейф »кг			Дчиим VJ о ЧНСОСО’^ЮСОГ'.ООСХ) Е (М	
Показатели гравитационного обогащения по кривым обогатимости 35
5. Производим расчет практических показателей обогащения (табл. 5, 6).
Здесь значения бп, Ь и р взяты из табл. 1 и значения е — из табл. 4.
6. Производим по данным табл. 1 и 6 построение графиков теоретических
и практических результатов обогащения (рис. 4).
Теоретические и практические кривые зольности концентрата на графиках
имеют наибольшие расхождения при малых выходах концентрата и постепенно
сходятся по мере приближения выхода концентрата к 100%. Кривые зольности
Рис. 4. Теоретические и практические результаты обогащения угля
(к примеру^ расчета j результатов обогащения)
хвостов, наоборот, имеют наибольшие расхождения при больших выходах
концентрата и сходятся при выходе концентрата, равном нулю. Кривые извле-
чений имеют наибольшие расхождения при средних выходах концентрата и схо-
дятся при выходах, равных 0 и 100%.
Определение извлечения узких фракций с помощью функции вероятности Гаусса
Если известны точности разделения отсадочной машины, то по формулам
(4) и (5) можно определить практическое извлечение фракции любой плотности
в концентрат при любом значении плотности разделения.
Пример 1. Определить практическое извлечение в концентрат узкой
фракции плотностью 6 = 1,55 г!см3 при плотности разделения бр = 1,7 г!см3,
если точности разделения отсадочной машины равны: Г = 0,117, I" = 0,183.
3*
Расчет практических показателей обогащения угля
Таблица 5	%?
№ фракций	вп	ь	р	— 1,4 г/см3			Ср2 = 1,5 г/см3			0р3 = 1,6 г/см3			®р4 = 1,7 г/см3			бр6 = 1,8 г/см3			®рв =	‘/см-3		
				е	Ъ Е 100	Р Е 100	е	Ь е 100	р е 100	е	b Е 100	р е 10U	е	Ь е 100	Р е 100	е	Ь е 100	р в 100	Ё	Ъ е 100	Р е 100
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	и	12	13	14	15	16	17	18	19	20	21	22
1	1,26	35,0	42,0	99,0	34,6	41,5	100	35,0	42,0	100	35,0	42,0	100	35,0	42,0	100	35,0	42,0	100	35,0	42,0
2	1,35	27,0	94,5	78,0	21,0	73,5	97,0	26,2	91,5	100	27,0	94,5	100	27,0	94,5	100	27,0	94,5	100	27,0	94,5
3	1,45	10,5	78,7	31,0	3,2	24,4	71,0	7,5	55,8	93,0	9,8	73,0	99,0	10,4	78 0	100	10,5	78,7	100	10,5	78,7
4	1,55	5,0	90,0	10,0	0,5	9,0	34,0	1,7	30,6	68,0	3,4	61,1	90,0	4,5	81,0	97,5	4,9	87,8	100	5,0	90,0
5	1,65	3,5	94,5	2,5	0,1	2,3	12,5	0,4	11,8	37,5	1,3	35,3	67,5	2,4	63,5	87,0	3,0	82,0	99,0	3,5	93,6
6	1,75	2,0	86,0	0,0	0,0	0,0	5,0	0,1	4,3	17,5	0,4	15,0	38,5	0,8	23,1	64,0	1,3	55,0	94,0	1,9	80,8
7	1,90	4,5	292,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	5,0	0,2	14,6	14,5	0,6	42,5	31,0	1,4	90,5	71,0	3,2	207,0
8	2,10	4,0	300,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	3,0	0,1	9,0	9,0	0,3	27,0	38,5	1,5	115,5
9	2,35	8,5	692,0	о,а	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	0,0	1,0	0,1	6,9	10,0	0,9	69,2
		100,0	1769,7	—	59,4	150,7	—	70,9	236,0	—	77,1	335,5	—	80,8	433,6	—	83,5	564,4	—	88,5	871,3
Таблица 6
Расчет практических показателей обогащения угля (продолжение)
Плотность разделения		•О 5 II О. •О	м § хП 11 ©1 сх «о	п § со CD II CQ £Х О	га 5 II	ра 3- о W со II «о р. О	СП 3 СО о cq II со р- «О
	Выход ук=2Ье’ %	59,4	70,9	77,1	80,8	83,5	88,5
Легкая фракция (концентрат)	Содержание золы ₽ =	:	щГ ’ %	2,54	3,33	4,36	5,38	6,74	9,85
	2₽е Извлечение золы ек	, %	8,5	13,3	18,9	24,5	31,8	49,2
	Выход ухв= 100—Ук> %	40,6	29,1	22,9	19,2	16,5	11,5
Тяжелая фракция (хвосты)	1770—2Ре Содержание золы &=			, %	40,0	52,6	62,2	69,5	73,1	78,1
	Извлечение золы ехв—100—ек, %	91,5	86,7	81,1	75,5	68,2	50,8
СО
п R	„	Показатели гравитационного обогащения по кривым, обогатимости
Выбор качественных показателей процесса обогащения	______ р_____________________________________________-_____________________
38
Выбор качественных показателей процесса обогащения
Так как б < бр, то извлечение фракции будет больше 50%, поэтому вычи-
сления ведем по формуле (4)
0.675 (6Р —6) _ 0,675(1,7 — 1,55)
2'(6р-Л)	0,117(1,7-1)
•2
е = 50+50Ф (г) = 50+50
2 dt =50 + 50-0,785 = 89,2%*.
0
Извлечение этой фракции по табл. 4 было определено равным 90%.
Пример 2. Определить для тех же условий извлечение в концентрат
фракции плотностью б = 1,90 г/см3.
Так как б > бр, то вычисление ведем по формуле (5):
_ 0,675(6-бр)	0,675(1,90-1,7)
У	0,183(1,7 — 1)	,U°’
е = 50—50Ф (у) = 50—50
1,05	12
f е~
dt =50 - 50-0,706 = 14,7%.
о
Извлечение этой фракции по табл. 4 было определено равным 14,5%.
Пример 3. Определить извлечение в концентрат фракций плотностью
6 = 1,55 г!см3 и б = 1,90 г/см3 при плотности разделения бр = 1,7 г/см3,
пользуясь вместо значений Г — 0,117 и I" = 0,183 средним значением точности
разделения Zcp = 0,15.
а)	определяем извлечение фракции б = 1,55 г/см3:
*= 0675 (Б7-0.155) =0965. ф(ж)=016С51
е = 50 + 50 • 0,665 = 83,2%;
б)	определяем извлечение фракции 6 = 1,90 г/см3:
*-w(u-o‘,7)-‘«
е = 50— 50 • 0,803 = 9,85%.
Сравнение результатов вычислений в последнем примере с результатами
вычислений в первых двух примерах показывает, что иснользоваппе среднего
значения точности разделения приводит к значительным ошибкам. Поэтому
при вычислениях следует пользоваться значениями Г и I" для верхней и ниж-
ней частей кривых извлечения.
§ 3.	Определение минимально допустимого содержания полезного
компонента в исходном сырье
Сущность метода определения минимального промышленного
содержания полезного компонента в исходном сырье заключается
в нахождении такого содержания компонента, при котором себестои-
* Значение Ф (z) здесь и далее взяты из справочника по математике Брон-
штейна и Семендяева (стр. 81—83).
Допустимое содержание полезного компонента в исходном сырье
39
мость получаемой готовой продукции будет равна предельно допу-
стимой себестоимости продукции для данного предприятия.
Для применения этого метода необходимо знать предельно до-
пустимую себестоимость готовой продукции. Приравнивание пре-
дельной себестоимости к установленной для данного вида продук-
ции государственной плановой цене не всегда может дать правильный
ответ на интересующий вопрос. Критерием для установления пре-
дельно допустимой стоимости может служить себестоимость продук-
ции, получаемой на действующих предприятиях при переработке
сырья, добываемого из наиболее бедных участков месторождения
полезного ископаемого, вовлечение которых в эксплуатацию при-
знано необходимым для удовлетворения потребностей народного
хозяйства.
Себестоимость готовой продукции равна
с __ Рз (а 4~Ь)  Рз (ст сз)
~ аефЁд	Рф83 ’
где с — себестоимость 1 т готовой продукции;
а — стоимость добычи и транспорта на обогатительную
фабрику 1 т исходного сырья;
Ъ — стоимость обогащения 1 т сырья;
ст — стоимость транспорта 1 т концентрата от обогатитель-
ной фабрики до завода, перерабатывающего концентрат;
с3 — стоимость переработки 1 т концентрата;
а,рф и р3 — содержание компонента в исходном сырье, фабричном
концентрате и готовой заводской продукции;
Еф и еа — извлечение полезного компонента на фабрике и заводе.
Если на обогатительной фабрике, независимо от содержания
в исходном сырье полезного компонента, получается концентрат оди-
накового качества, то второй член уравнения будет представлять
постоянную величину, не зависящую от а. В этом случае
Спр —
Ра (о' + Ь') ।
аШ1ПефЕВ
Omin
Рз(а'+Н
(спр ефЕз
(8)
где спр — предельная себестоимость 1 т готовой продукции;
amin — соответствующее предельной себестоимости минимальное
промышленное содержание компонента в исходном сырье;
а' и Ь' — стоимость добычи и обогащения сырья с минимальным
содержанием компонента;
Еф — степень извлечения при обогащении сырья с минималь-
ным содержанием компонента;
. q — постоянная часть расходов по транспорту и заводской
переработке концентрата.
40
Выбор качественных показателей процесса обогащения
Значение а' должно определяться как отношение дополнительных
затрат на добычу и транспорт сырья, добываемого из бедных участков
месторождения, к дополнительной производительности рудника,
достигнутой за счет вовлечения в эксплуатацию этих участков.
Аналогично следует определять значение Ъ' как отношение допол-
нительных эксплуатационных расходов, связанных с необходимостью
увеличения производительности обогатительной фабрики при посту-
плении бедного сырья, к приращению производительности.
При определении amin по формуле (8) необходимо учитывать,
что Сф зависит от а и что в случае получения концентратов различ-
ного качества значение q также будет меняться вместе с измене-
нием а.
Анализ исследовательских работ и практических данных по
обогащению различных руд показывает, что зависимость Гф и Рф от а
определяется в основном характеристикой вкрапленности полезных
минералов в руде. Если распределение по крупности зерен полез-
ного минерала в богатых и бедных разностях руд остается одинако-
вым, то извлечение и качество концентрата будут мало изменяться
при изменении содержания в руде компонента.
Существуют и другие методы определения минимального (борто-
вого) содержания полезного компонента в сырье.
Наибольшую сложность представляют случаи, когда сырье
является комплексным. Для определения себестоимости металлов,
извлекаемых из комплексных руд, сумма эксплуатационных расходов
на добычу, транспорт, обогащение и металлургический передел рас-
пределяется на полученные металлы пропорционально их стоимости
по отпускным ценам. При таком методе распределения расходов
соотношение между себестоимостью и стоимостью по отпускным це-
нам для всех извлекаемых из руды металлов будет одинаковым.
Глава III
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ ОБОГАТИТЕЛЬНОЙ
ФАБРИКИ И ОТДЕЛЬНЫХ ЕЕ ЦЕХОВ
§ 1. Факторы, влияющие на выбор производительности фабрики
Обогатительная фабрика по роду своей деятельности связана
с рудником, добывающим для нее сырье, и заводом — потребителем
готовой продукции фабрики.
В этих условиях производительность проектируемой обогати-
тельной фабрики зависит в основном от производительности рудника,
определяемой запасами в месторождении полезного ископаемого
(сырья), и от потребности в продукции фабрики.
Запасы полезного ископаемого в месторождении QM, годовая
производительность предприятия (рудника, обогатительной фабрики)
Qn и число лет его существования Т связаны зависимостью
гг _ Qm
Qn ‘
При проектировании рудников и обогатительных фабрик обычно
выбирается такая производительность, чтобы срок существования
предприятия был не менее 30—50 лет. Например, минимальный
срок службы угольных шахт при мощности 3000—4000 ml сутки
принимается 40 лет, а при мощности более 4000 т! сутки — 50 лет.
В особых случаях при ограниченных запасах месторождения и де-
фицитном сырье допускается уменьшение срока существования до
10—15 лет [77 ].
Полная себестоимость переработки 1 т сырья складывается из
собственно эксплуатационных расходов и амортизационных отчи-
слений. По мере увеличения производительности обогатительной
фабрики эксплуатационные расходы уменьшаются, амортизационные
же отчисления увеличиваются вследствие увеличения капитальных
затрат1.
Это положение иллюстрируется рис. 5, на котором по оси абс-
цисс нанесена производительность обогатительной фабрики, а по
1 Амортизационные отчисления на 1 т сырья примерно равны капитальным
затратам, отнесенным к 1 т запасов его в месторождении.
42 Производителъностъ обогатительной фабрики и отдельных ее цехов
оси ординат — капитальные затраты на ее строительство (кривая А)
и расходы на переработку 1 т сырья. Последние складываются из
собственно эксплуатационных расходов (кривая Ъ) и амортизацион-
ных отчислений, равных отношению А : QM (кривая а). Кривая с,
ординаты которой равны сумме ординат кривых а и Ь, представляет
полную себестоимость переработки 1 т сырья. Она имеет минимум
в точке N при производительности обогатительной фабрики
которая может быть определена путем экономического сравнения
вариантов строительства фаб-
рики с различной производи-
тельностью.
Поскольку производи-
тельности рудника, обогати-
тельной фабрики и завода —
потребители концентрата вза-
имно связаны, то вопрос
о производительности обога-
тительной фабрики, соответ-
ствующей наименьшим экс-
плуатационным расходам,
должен решаться с учетом
расходов по руднику, фаб-
рике и заводу.
Однако принцип наимень-
ших эксплуатационных рас-
ходов в условиях социали-
стического хозяйства не яв-
Рис. 5. Стоимость переработки одной ляется решающим при опре-
топны сырья на обогатительной фабрике делении производительности
в зависимости от ее производительности отдельного предприятия.
В наших условиях главным
фактором, определяющим производительность любого промышлен-
ного предприятия, является обеспечение планомерного и пропор-
ционального развития народного хозяйства.
При такой постановке вопроса производительность отдельных
предприятий должна устанавливаться при разработке плана раз-
вития соответствующей отрасли промышленности.
§ 2. Расчеты производительности фабрики и ее цехов
Под производительностью обогатитель-
ной фабрики понимается производительность ее главного
цеха, т. е. цеха обогащения.
При определении суточной производительности фабрики могут
встретиться следующие случаи.
1. Обогатительная фабрика строится при
руднике или шахте, производительность которых известна.
Расчеты производительности фабрики и ее цехов
43
При одинаковом числе дней в неделю работы рудника и фабрики су-
точная производительность фабрики должна быть несколько выше
среднесуточной производительности рудника, так как выдача по-
лезного ископаемого из рудника происходит не строго равномерно
за отдельные промежутки времени. Коэффициент увеличения про-
изводительности обогатительной фабрики по сравнению с производи-
тельностью рудника зависит от степени неравномерности добычи
полезного ископаемого за отдельные периоды и емкости на руднике
аккумулирующих устройств для ископаемого. Например, при си-
стемах разработки рудного месторождения с магазинированием
руды рудник может достичь большой равномерности и в выдаче
сырья на обогатительную фабрику. В этом случае производитель-
ность рудника и фабрики следует принимать одинаковой.
Производительность обогатительной фабрики, сооружаемой при,
угольной шахте (карьере), принимается равной производительности
шахты с учетом валовой выдачи из шахты горной массы, но произ-
водительность оборудования от приемных устройств шахты до дози-
ровочно-аккумулирующих бункеров фабрики принимают равной
максимальной производительности шахтного подъема.
Производительность групповых и центральных угольных обога-
тительных фабрик устанавливают в зависимости от валовой добычи
угля шахтами, закрепленными за данной фабрикой. Типовой ряд
производительности этой группы фабрик 300, 450, 600 и 900 т!ч.
Расчетную производительность углеприема и оборудования от ямы
привозных углей до акумулирующих бункеров принимают в 1,5 раза
большей средней производительности обогатительной фабрики
[77, 25].
При добыче рудником разных сортов полезного ископаемого,
требующих раздельного обогащения, фабрика должна быть секцион-
ной. Число секций и их производительность устанавливают в соот-
ветствии с планом добычи отдельных сортов ископаемого.
2. Обогатительная фабрика должна обеспе-
чить годовую производительность по гото-
вой продукции металлургического завода
или другого предприятия, перерабатывающего фабричные концен-
траты.
Суточная производительность фабрики по исходному сырью
в этом случае определится по формуле
Qc = ——— ,	(9)
х аефе3 п ц	' ’
где Qc — суточная производительность обогатительной фабрики
по исходному сырью, т;
Q — годовая производительность металлургического завода
по готовому продукту, т;
Р — содержание полезного компонента в готовом продукте
металлургического завода;
44	Производителъностъ обогатительной фабрики и отдельных ее цехое
а — содержание полезного компонента в исходном сырье,
поступающем на обогатительную фабрику;
Еф — извлечение полезного компонента в концентрат на фаб-
рике;
е3 — извлечение полезного компонента при переработке кон-
центрата на металлургическом заводе;
п — запланированное календарное число дней работы обогати-
тельной фабрики в год (при непрерывной рабочей неделе
п = 360, при прерывной неделе п — 307);
т] — коэффициент движения фабрики — отношение чистого
времени работы фабрики к запланированному календар-
ному времени.
Значения о, р и ев формуле (9) принимают в долях единицы по
.отношению к сухому веществу. Если концентрат является готовой
продукцией и дальнейшей переработке не подлежит, то значение е3
следует принимать равным единице.
Произведение п ц равно числу суток работы обогатительной фаб-
рики за год. При проектировании углеобогатительных фабрик число
суток их работы в год берется равным 300. Для других обогатитель-
ных фабрик значения п и ц принимают по табл. 7.
Таблица 7
Значения и и 1] и формуле (9), принимаемые при проектировании
обогатительных фабрик
Типы фабрик	п	Т)	П Т)
Флотационные и мокрые магнитообогатительные	360	0,92-0,95	331-342
Гравитационные 		307	0,96—0,98	294—300
в том числе углеобогатительные		307	0,977	300
Промывочные и промывочно-гравитационные . . Дробильно-обогатительные (для сухого обога-	307	0,85-0,91	260—280
щепия) 			307	0,85—0,91	260—280
Если режим работы какого-либо цеха обогатительной фабрики
не совпадает с режимом работы ее главного цеха (цеха обогащения),
то суточную производительность такого цеха определяют по фор-
муле
<2с.ц = Сс—,	(Ю)
где Qc. ц — суточная производительность цеха;
Qc — суточная производительность фабрики;
тф и Шц — число дней работы в неделю фабрики и цеха.
Часовую производительность установленного в цехе оборудова-
ния подсчитывают по формуле
(?о=^Ц>
Расчеты производительности фабрики и ее цехов
45
где Qo — часовая производительность оборудования;
(?с-ц — суточная производительность цеха;
t — расчетное время работы цеха в сутки в часах;
к — поправочный коэффициент, учитывающий неравномер-
ность тех свойств сырья, которые влияют на производи-
тельность оборудования данного цеха (к 1,0). Напри-
мер, кусковатость и крепость руды влияют на производительность
дробилок, неравномерность гранулометрического состава руды, со-
здают колебания в выходах отдельных классов, направляемых в от-
садку, и т. д. Для углеобогатительных фабрик принимают к =
= 1,15, для фабрик других полезных ископаемых к = 1,0 -? 1,1.
Режим работы отдельных цехов фабрики
Цехи дробления. Выдача руды из рудника обычно про-
изводится в первую и вторую смены, поэтому цехи дробления также
работают в две смены. При большой производительности рудника
доставка руды производится круглые сутки, в этом случае цех дробле-
ния работает круглосуточно.
Мелкая руда «300—500 мм) допускает установку перед опера-
циями дробления бункеров достаточной емкости, что дает возмож-
ность создать независимость работы цеха дробления от условий до-
ставки полезного ископаемого на обогатительную фабрику. В этом
случае цехи дробления для обогатительных фабрик малой произво-
дительности можно проектировать на работу в одну, а для фабрик
средней производительности — в две смены.
Средненедельная продолжительность рабочего дня для рабочих
цехов дробления на некоторых обогатительных фабриках составляет
шесть часов. Продолжительность рабочей смены при этом обычно
принимают равной шести или восьми часам. При семичасовом рабо-
чем дне продолжительность смен — семь или восемь часов. При
восьмичасовой смене бригада имеет подсменных рабочих, и график
выходов строится так, чтобы за неделю каждым рабочим было от-
работано 36 или 40 часов.
При выборе расчетного времени работы цеха дробления необхо-
димо учитывать время на пуск, остановку и профилактический
осмотр оборудования. Поэтому расчетное время работы за смену
берется на один час меньше продолжительности смены.
Руды, обогащаемые промывкой, содержат большое количество
глины и песка. Такие руды трудно разгружаются из бункеров.
Поэтому на промывочных фабриках после дробления руда поступает
непосредственно в мойку, и время работы дробильного цеха совпадает
со временем работы цеха обогащения.
Время работы дробильно-сортировочных фабрик, находящихся
при шахте, совпадает с временем работы шахтного подъема.
Цехи измельчения, флотации и мокрого
магнитного обогащения. Расчетное время работы
46 Производительность обогатительной фабрики и отдельных ее цехов
принимают равным 24 ч в сутки, так как время простоя оборудования
при ремонте учитывается коэффициентом т], входящим в формулу (9)
для определения суточной производительности обогатительной фаб-
рики.
Цехи гравитационн о г о обогащения и про-
мывочные. Расчетное время работы принимают равным 24 ч
в сутки. В некоторых случаях эти цехи проектируют на работу в две
или три семичасовые смены, например углеобогатительные фабрики
проектируются на двухсменную работу. При этом необходимо учи-
тывать потерю времени на пуск и остановку цеха, поэтому расчетное
время работы берут на один час меньше общей продолжительности
рабочих смен за сутки [77].
Цех обезвоживания работает, как правило, синхронно
с цехом обогащения, расчетное время работы для этого цеха при-
нимают таким же, как для цеха обогащения. Исключение составляют
фильтровальные отделения обогатительных фабрик малой произво-
дительности и фабрик, получающих малый выход концентрата
(например, молибденовых фабрик). При отсутствии сушки концен-
трата фильтровальные отделения таких фабрик могут проектироваться
на работу в одну или две смены при круглосуточной работе цеха
обогащения. На пуск и остановку фильтров резервируют один час.
Производительность секций
Производительность и число секций для обогащения однотипного
сырья определяются в каждом конкретном случае путем технико-
вкономического сравнения отдельных вариантов секционирования
обогатительной фабрики. Для удобства эксплуатации фабрики же-
лательно иметь только одну секцию, при возможности обеспечения
полной взаимозаменяемости аппаратов, выполняющих одинаковые
технологические операции. Например, если на обогатительной фаб-
рике устанавливают для основной флотации 10 флотационных ма-
шин, то при выходе из строя одной из них должна быть обеспечена
возможность равномерного распределения нагрузки между осталь-
ными 9 машинами.
Преимущества варианта односекционной обогатительной фабрики
следующие: все машины одинакового технологического назначения
работают в одинаковых условиях, т. е. для всей фабрики обеспечи
вается единый технологический процесс; выход из строя отдельных
машин меньше отражается на показателях работы фабрики, так как
имеется возможность равномерного распределения избыточной на-
грузки между значительным числом параллельно работающих машин
при относительно небольшой их перегрузке; упрощается организа-
ция ремонтных работ; на флотационных фабриках облегчается цен-
трализованная загрузка в машины реагентов; упрощаются автомати-
ческий контроль и автоматическое регулирование процесса обогаще-
ния.
Расчеты производительности фабрики и ее цехов	47
Основным недостатком варианта односекционной обогатительной
фабрики являются затруднения в транспорте и распределении про-
дуктов обогащения. На такой фабрике в цехе флотации необходимо
объединить сливы всех классификаторов цеха измельчения, подать
их в центральный пульпораспределитель, который мог бы делить
пульпу на любое требуемое число равных частей, а затем осуще-
ствить подводку их к отдельным флотационным машинам. Другим
недостатком односекционного варианта является сложность органи-
вации испытаний в промышленных масштабах новых схем или новых
режимов процессов обогащения. Для проведения таких испытаний
следует при проектировании предусматривать возможность выделе-
ния из моносекции изолированной цепи аппаратов для опытной сек-
ции.
Глава IV
ВЫБОР И РАСЧЕТ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ
§ 1. Выбор схемы дробления
Операции дробления применяются с целью подго-
товки полезного ископаемого к измельчению в мельницах или под-
готовки его непосредственно к операциям обогащения. Последний слу-
чай имеет место при обогащении ископаемых с крупной вкраплен-
ностью полезных минералов. На дробильно-сортировочных фабриках
операции дробления имеют самостоятельное значение.
В схемы дробления обычно включают операции предварительного
и поверочного грохочения. Их принято относить к той операции
дробления, в которую поступает верхний продукт грохота.
Операция дробления вместе с относящимися к ней операциями
грохочения составляют стадию дробления, а совокупность стадий
Дробления — схему дробления (рис. 6).
Стадии дробления (рис. 7) имеют четыре разновид-
ности:
А — состоит из операций предварительного грохочения, дробле-
ния и поверочного грохочения;
Б — состоит из операций предварительного грохочения и дробле-
ния;
В — состоит из операций дробления и поверочного грохочения;
Г — состоит только из операции дробления.
Разновидность стадии дробления А имеет вариант с совмещен-
ными операциями предварительного и поверочного грохочения
(рис. 8). Крупность получаемых при дроблении продуктов и нагрузка
на аппараты в обоих вариантах остаются одинаковыми.
Схемы дробления включают одну, две, три и более ста-
дий дробления.
Число одностадиальных схем равно числу разновидностей стадий
дробления, т. е. равно четырем. Число возможных вариантов двух-
стадиальных схем дробления значительно больше. Каждый вариант
одностадиальной схемы дробления может быть развит в двухстадиаль-
ную схему путем дополнения его любой из четырех разновидностей
стадии дробления. Например, одностадиальную схему разновид-
ности Б можно дополнить любой из разновидностей А, Б, В, Г и таким
Выбор схемы дробления
49
ПреМврительное
грохочение
В
В
ЕЭ
~ Предварительное
грохочение
I _
чЯваритепьное
грохочение
грохочение
Рис. 6. Схема дробления
Дровненио
'^‘дробление
Поверочное
грохочение
Избыточный
продукт
Предварительное
грохочение
пение
Рис. 7. Разновидности стадий дробления
у Дробление
!Поверочное
грохочение
Рис. 8. Вариант разно-
видности А стадии дроб-
ления
Предварительное
и поверочное гро
хочение
+ А
^Дробление
в '
Ь
4 Заказ 760.
50
Выбор и расчет технологических схем
образом получить четыре возможных варианта двухстадиальной
схемы дробления БА, ББ, БВ и БГ (рис. 9).
Общее число возможных вариантов двухстадиальных схем дробле-
ния будет 42 = 16 (А А, АБ, АВ, АГ, БА, ББ, БВ, БГ, ВА, ВБ,
ВВ, ВГ, ГА, ГБ, ГВ, ГГ).
БА
66
Предварительное
грохочение
Х^ДроБление
’I “
Предварительное
Предварительное
грохочение
(~> Дробление
Предварительное
и поверочное
грохочение
'^Дробление
Предварительное
грохочение
Дробление
Рис. 9. Варианты развития одностадпальной схемы
в двухстадиальную
БВ
Предварительное
грохочение
^Дробление
Поверочное
грохочение
Число возможных вариантов трехстадиальных схем дробления
43 = 64. Число же возможных вариантов схем, включающих п
стадий дробления, Nn =
Выбор схемы дробления при подготовке руды к измельчению
Для выбора рациональной схемы дробления из большого
числа возможных схем необходимо решить следующие вопросы:
о числе стадий дробления; о необходимости операций предваритель-
ного и поверочного грохочения в отдельных стадиях дробления.
Число стадий дробления определяется начальной
и конечной крупностью дробимого материала.
Максимальная крупность кусков в исходной руде зависит от
производительности рудника и системы горных работ. Наиболее
крупная руда получается в случае открытых работ и большой про-
Выбор схемы дробления
51
изводительности, а наименее крупная — при подземных работах
и малой производительности рудника. Нормами технологического
проектирования флотационных фабрик цветной металлургии уста-
новлена определенная зависимость между производительностью фаб-
рики и максимальной крупностью кусков руды, поступающей из
рудника (табл. 8).
Таблица 8
Максимальная крупность кусков руды для рудообогатительных фабрик
Производительность фабрики по руде, т/сутки	Максимальная крупность кусков руды Р, мм	
	Открытые работы	Подземные работы
Малая до 300 Средняя 300—6000 Большая 6 000—15 000 Очень большая >15000	350—500 700—1000 900—1200 1200—1300	250 400 600—700
Наивыгоднейшая крупность дробленого продукта, поступающего
в измельчение, находится в пределах от 8—0 до 30—0 мм.
При заданных размерах максимальных кусков в руде и в дробле-
ном продукте пределы общей степени дробления будут:
о ^тах 1300	,
max —	----— о ~ 1DU,
“тт о
о ^min _ 250 q о
dmax ~ 30
где S — общая степень дробления;
D и d — соответственно размеры кусков в исходной руде и в дро-
бленом продукте, мм.
Общая степень дробления равна произведению степеней дробле-
ния в отдельных стадиях. Дробилки крупного, среднего и мелкого
дробления позволяют получить за один прием следующие степени
дробления:
дробилки крупного дробления — до 5;
конусные дробилки для среднего приема дробления при работе
без поверочного грохочения — до 6;
те же дробилки при работе в замкнутом цикле с поверочным
грохотом — до 8—10;
короткоконусные дробилки при работе без поверочного грохота —
до 3—5;
те же дробилки при работе в замкнутом цикле — до 8.
Минимальная степень дробления jS’min = 8,3 не может быть до-
стигнута в одну стадию в дробилке первого приема, поэтому число
4*
52
Выбор и расчет технологических схем
стадий сухого дробления перед измельчением должно быть не менее
двух.
Максимальная степень дробления 5тах = 160 может быть полу-
чена при трех стадиях дробления, например
Smax = 160 = 4.5-8
или
5тах = 160^4,5-5,5-6,5.
Отсюда следует первое правило выбора схемы дробления: число
стадий дробления при подготовке руд к измельчению должно равняться
двум или трем г.
Исключения из этого правила могут быть сделаны для обогати-
тельных фабрик очень малой (до 100 т/сутки) или очень большой
(свыше 40—60 тыс. т/сутки) производительности, причем в послед-
нем случае — только при поступлении на фабрику крепких руд,
образующих при дроблении куски плитняковой формы.
На обогатительных фабриках очень малой производительности
возможно применение одностадиальных схем дробления, с установ-
кой щековых дробилок со сложным качанием щеки, дающих более
высокую степень дробления, чем обычные щековые дробилки. Для
таких фабрик во избежание усложнения схемы дробления допус-
кается повышенная крупность кусков в питании мельницы.
На обогатительных фабриках очень большой производительности,
перерабатывающих твердые руды плитнякового сложения (типа
криворожских магнетитовых кварцитов), применяются четырех-
стадиальные схемы дробления.
Операции предварительного грохочения
применяются для сокращения количества материала, поступающего
в дробление (за счет отсева мелочи), и увеличения подвижности ма-
териала в рабочей зоне дробилки. Последнее особенно необходимо
при дроблении в конусных дробилках среднего и мелкого дробления,
склонных к забиванию их рудной мелочью.
Введение в схему дробления операций предварительного грохо-
чения вызывает увеличение капитальных затрат и усложняет цех
дробления. Поэтому предварительное грохочение следует применять
в случае достаточно высокого содержания отсеваемого класса в ис-
ходном материале, а также при высокой влажности этого класса,
когда сильно понижается производительность дробилки 1 2.
1 Это правило относится к выпускаемому в настоящее время дробильно-
измельчятельному оборудованию. Безэксцентриковые опытные инерционные
дробилки института Мехапобр дают степень дробления до 20—40. При установке
таких дробилок будет достаточно двух стадий дробления даже при поступлении
на обогатительную фабрику круннокусковой руды.
2 Отсеваемым называется класс с размером кусков (зерен), меньшим размера
отверстий сита грохота в рассматриваемой стадии дробления.
Крупным называется класс с размером кусков, превышающим размер от-
верстий сита грохота.
Выбор схемы дробления
53
Предельное содержание отсеваемого класса в исходной руде,
при котором оправдывается предварительное грохочение перед дро-
блением, зависит от степени дробления (табл. 9).
Таблица 9
Предельное содержание отсеваемого класса в исходной руде, при котором
оправдывается предварительное грохочение перед дроблением1
Степень дробления	2,0	3,0
Предельное содержание отсеваемого
класса, %............................. 28	26
Содержание отсеваемого класса при
прямолинейной характеристике круп-
ности исходной руды, %	........ 50	33
4,0	5,0	6,0	7,0
21	17	15	14
25	20	16,7	14,2
1 По материалам М К. Широкинского (институт Механобр).
При прямолинейной характеристике крупности содержание
отсеваемого класса в исходной руде равно отношению размера отвер-
стий сита грохота а к размеру наибольших кусков в питании гро-
хота D:
(12)
Если размер отверстий сита грохота равен размеру максимальных
кусков в дробленом продукте, то содержание отсеваемого класса
будет равно обратной величине степени дробления:
Г°=-^ = ^=-г>	<13>
где — размер максимальных кусков в дробленом продукте.
При вогнутой характеристике крупности содержание отсеваемого
класса будет больше, а при выпуклой — меньше, чем при прямоли-
нейной характеристике.
При прямолинейных характеристиках крупности руды операция
предварительного грохочения выгодна, причем относительная вы-
года выше для малых, чем для больших степеней дробления. Пред-
варительное грохочение тем более выгодно при вогнутых характе-
ристиках крупности руды, при которых содержание отсеваемого
класса в руде выше, чем при прямолинейных характеристиках.
В большинстве случаев характеристика исходной руды бывает
вогнутой. Вследствие этого предварительное грохочение перед пер-
вой стадией дробления обычно экономически оправдывается.
Содержание мелкого класса в дробленом продукте, поступающем
в последующие стадии дробления, определяется характеристикой
54
Выбор и расчет технологических схем
Рис. 10. Типовые характеристики круп-
ности дробленых продуктов щековых дро-
билок:
1 — твердые руды; г — руды средней твердости;
з — мягкие руды
крупности дробленого продукта предыдущей дробилки. Графики
типовых характеристик крупности дробленых продуктов щековых
и конусных дробилок приведены на рис. 10—13.
Здесь по оси абсцисс отложена относительная крупность зерен z
(равная отношению размера зерен к ширине разгрузочной щели
дробилки: z = d : i), а по оси ординат — суммарные выходы клас-
сов крупнее z.
Графики составлены для условий, когда в дробление поступает
материал, не содержащий зерен размером менее ширины разгрузоч-
ной щели дробилки, т. е.
когда размер отверстий сита
предварительного’ грохота
соответствует ширине раз-
грузочной щели дробилки
(а= г), а эффективность гро-
хочения Е = 100%. Такой
режим может быть осущест-
влен при испытаниях дроби-
лок, при этом характеристика
крупности дробленых про-
дуктов будет определяться
только свойствами руды и эф-
фективностью работы самой
дробилки.
При режимах, в которых
работают дробилки на обога-
тительных фабриках (а «=>
а=< i, Е << 100%), характе-
ристика крупности дробле-
ного продукта зависит не
только от эффективности ра-
боты самой дробилки, но и от эффективности работы грохота.
Для обозначения содержания классов в продукте, разгружаемом из
дробилки, работающей в режиме а = i и Е = 100 %, принят символ
Ь, а для всех прочих режимов та же величина обозначается сим-
волом (3.
Условной максимальной крупностью dp кусков в дробленом про-
дукте принято считать размер отверстий сита, через которое про-
ходит 95% материала. Соответственно, условная относительная
максимальная крупность кусков в дробленом продукте zp = ч?р : I.
Горизонтали на рис. 10—13 соответствуют содержанию отсевае-
мого класса 95%. Точки пересечения горизонталей с кривыми опре-
деляют условную относительную максимальную крупность дробле-
ного продукта zp.
Пунктирные прямые АВ (первая п вторая стадии дробления)
лежат в большинстве случаев выше кривых. Это означает, что в дро-
бленых продуктах содержание отсеваемого класса будет больше,
Выбор схемы дробления
55
чем в материале, имеющем прямолинейную характеристику круп-
ности и максимальную крупность, равную zp. Отсюда следует, что
Рис. 11. Типовые характеристики круппости
дроблепых продуктов копусных дробилок
для крупного дробления:
1 — твердые руды; 2 — руды средней твердости,
.3 — меткие руды
продуктов копусных дробилок для среднего дробления:
1—твердые руды; 2—руды средней твердости; 3—мягкие руды
во второй и третьей стадиях дробления операции предварительного
грохочения будут выгодны. Это положение тем более справедливо
для конусных дробилок среднего и мелкого дробления, подвержен-
Выбор и расчет технологических схем
ных заглушению мелочью в большей степени, чем дробилки круп-
ного дробления.
Отсюда следует второе правило выбора схемы дробления: каждой
операции дробления должна предшествовать операция предваритель-
ного грохочения.
Исключения из этого правила могут быть допущены для операций
крупного дробления. Предварительное грохочение в первой стадии
дробления не применяется в следующих случаях: при кусковатом
руде и выпуклой характеристике крупности; при недостатке высоты
помещения цеха дробления для установки грохота; при наличии
Рис. 13. Типовые характеристики крупности дробленых
продуктов короткоконусных дробилок:
1 —твердые руды; 2— руды средней твердости; з — мягкие руды
избыточной производительности дробилки. Часто отказываются от
предварительного грохочения в первой стадии дробления при про-
ектировании обогатительных фабрик очень большой производитель-
ности, чтобы уменьшить капитальные затраты па строительство фаб-
рики и упростить их эксплуатацию х.
Операции поверочного грохочения имеют
целью возвратить в дробилку избыточный продукт ®.
Данные о содержании избыточного продукта fe+t и максимальной
условной относительной круппости дробленого продукта zp для
дробилок разного типа и руд различной твердости приведены в
табл. 10.
1	Нормами института Мехапобр 1964 г. предварительпое грохочение перед
первой стадией дробления пе предусмотрело.
2	Избыточным продуктом называются крупные куски, содержащиеся в дро-
бленом продукте, размер которых больше ширины разгрузочной щели дробилки.
Выбор схемы дробления
57
Таблица 10
Содержание избыточного продукта и условная максимальная относительная
крупность кусков дробленого продукта щековых и конусных дробилок
Категории дробимости		Дробилки для круп- ного дробления				Дробилки для среднего и мелкого дробления			
		конусные		щековые		нормальные		коротко- конусные	
	(твердости) руд								
		ь+ *	%	ь+ *	%	ь+ 1	гР	ь+‘	2Р
I	—мягкие		10	1,1	15	1,3	15	1,3—1,5	25	1,7—2,0
II	—средней твердости	20	1,4	25	1,5	32	1,8-2,0	45	2,2—2,5-
III	—твердые		30	1,6	35	1,7	50	2,4-2,6	65	2,7—3,0
При дроблении без поверочного грохочения руд средней твердо-
сти в короткоконусных дробилках выход избыточного продукта
достигает 45%, а максимальная условная крупность дробленого
продукта превышает в 2—2,5 раза ширину разгрузочной щели. При
твердых рудах выход избыточного продукта увеличивается до 65 %,
а максимальная условная относительная крупность составляет 2,7—
3,0.
При наличии поверочного грохочения в последней стадии дробле-
ния крупность конечного дробленого продукта может быть умень-
шена в 2—2,5 раза для руд средней твердости и в 2,7—3 раза для
твердых руд.
Введение в схему дробления поверочного грохочения вызывает
необходимость установки большого числа грохотов, конвейере»
и питателей. В цехе дробления появляется много перегрузочных
узлов продуктов дробления, в которых происходит пылеобразование.
Все это приводит к увеличению капитальных затрат, вызывает труд-
ности при конструктивном оформлении цеха дробления и его эксплу-
атации, ухудшает санитарные условия труда, особенно при большой
производительности обогатительной фабрики.
Поэтому на обогатительных фабриках очень большой производи-
тельности поверочное грохочение обычно не применяется^ на фабри-
ках средней производительности поверочное грохочение может при-
меняться в последней стадии дробления; очень редко на фабриках
небольшой и средней производительности применяют трехстадиаль-
ную схему дробления БА А (рис. 14), в которой поверочное грохоче-
ние включается в две последние стадии дробления для более компакт-
ного размещения дробилок. В последнем случае все дробилки уста-
навливают рядом, применяя совместное транспортирование продук-
тов дробления и грохочения первой стадии и дробленых продуктов
второй и третьей стадий дробления. Недостатком этой схемы является
новторный возврат на поверочный грохот продукта 11—12.
Из изложенного следует третье правило выбора схемы дробле-
ния: операция поверочного грохочения может применяться только
в последней стадии дробления.
58
Выбор и расчет технологических схем
1РехстаДиальная схема дробления БАА с совместным
транспортированием продуктов дробления и грохочения пер
вой стадии и дробленых продуктов второй и третьей стадий
дробления:
и»™ -₽ д“кИи	и
кого и поверочного^юхо’чения^ “второйи то₽°Х°й дая пРеЛваритель-
зв~ вонвейерХдляН конечного °дроб™иТог^ пр^уктаРОбЛеНИЯ’
6Б
Предварительное
грохочение
I	Дробление
Предварительное
грохочение
ВА
Предварительное
грохочение
Дробление
Предварительное
Продление ипов^е^-
тл п х
(^Дробление
БББ
6БА
едВарительное
юхочение
Предварительное
грохочение
|~	Дробление
Предварительное	Предварительное
грохочение	грохочение
|------ +0Дробление	Дробление
Предварительное
грохочение
_______________
Предварительное
л „ с	и поверочное гро-
Сд Дробление	хочение
1	Q Дробление
Рис. 15. Рациональные схемы дробления
Выбор схемы дробления
59
Трем правилам выбора рациональной схемы дробления удовлет-
воряют только двухстадпальные схемы ББ, БА и трехстадиальные
схемы БББ, ББА (рис. 15). Эти четыре схемы и применяются в боль-
шинстве случаев на обогатительных фабриках при подготовке руд.
к измельчению.
Особые схемы дробления. На обогатительных фаб-
риках очень большой производительности, перерабатывающих креп-
кие руды (типа магнетитовых кварцитов), даюшие при дроблении
куски плоской формы, может применяться четырехстадиальная схема
дробления ГГББ (рис. 16) без предварительного грохочения в пер-
вых стадиях крупного дробления.
б БББ'
Q, ГГББ
Предварительное
Предварительное
грохочение
^ЬДроБление
грохочение
Рис. 16. Особые схемы дробления
Если нижний продукт А (рис. 16, б) операции предварительного
грохочения второй стадии дробления близок по своей крупности
к дробленому продукту Б дробилки третьей стадии дробления, то
эти два продукта могут объединяться. Тогда получается трехстади-
альная схема дробления БББ', несколько отличная от схемы БББ^
которую удобно применять при каскадном расположении дробилок
второй и третьей стадий дробления.
Значения общей степени дробления и максимальной крупности
дробленых продуктов для различных схем дробления, приведенных
на рис. 14—16, даны в табл. 11.
Оптимальная крупность питания мель-
ниц и выбор окончательного варианта схемы
дробления. Оптимальной является крупность питания, при
которой суммарная стоимость дробления и измельчения 1 т руды
будет наименьшей (рис. 17).
Кривая общей стоимости дробления и измельчения несимметрична
относительно вертикали 1—1 — левая часть кривой поднимается
круче правой. Поэтому увеличение крупности питания мельниц.
60
Выбор и расчет технологических схем
Таблица И
Общая степень дробления и максимальная крупность кусков в дробленом
продукте для разных схем дробления
Условное обозначение схемы	Общая степень дробления	Максимальная крупность кусков в исходной руде, мм		
		1300—800	800-400	400-250
		Максимальная кру пр	пн ость кусков одукте, мм	в дробленом
ББ БА БББ, БББ' ББА	12-25 20—40 25-50 50—160	Не применяется Не примен 25-30 8—15	40—50 яется 25—30 8-15	25-30 8-15 20—25 8-12
БАА ГГББ	50—160 50—60	Не применяется 25-30	8—15 Не прш	8-12 меняется
по сравнению с оптимальной крупностью в меньшей степени влияет
на экономику операций дробления и измельчения, чем уменьшение
Рис. 17. Стоимость дробления и измельче-
ния 1 руды в зависимости от крупности
руды, поступающей в измельчение:
крупности питания.
Для стержневых мельниц
независимо от производитель-
ности обогатительной фаб-
рики оптимальная крупность
питания находится в преде-
лах от 25 до 30 мм; для
шаровых мельниц оптималь-
ная крупность питания за-
висит от производительности
обогатительной фабрики
(табл. 12).
На практике часто при-
нимают более крупное пита-
ние шаровых мельниц, чем
указано в табл. 12. Это свя-
зано со следующими причи-
нами: дробленый продукт
мельче 8 — 10 мм трудно по-
лучить в короткоконусных
дробилках, применение же
для мелкого дробления мало-
производительных валковых
дробилок невыгодно; при
а — стоимость дробления; б — стоимость измель-
чения; в — стоимость дробления и измельчения
мелком дроблении влажных и глинистых руд дробилки заглуша-
ются мелочью; схемы мелкого дробления усложняются операцией
поверочного грохочения.
Выбор схемы дробления
61
Таблица 12
Оптимальная крупность питания шаровых мельниц1
Производительность обогатительной фабрики, т/сутки	500	2500	10 000	40 000
Оптимальная крупность питания мельниц (мак- симальный размер кусков в дробленом про- дукте), мм 		10-15	6-12	5-10	4—8
1 По данным В. К. Захваткипа.
Нормами технологического проектирования института Механ-
обр допускаются отступления от крупности дробленого продукта,
указанной в табл.12.
Основные варианты схем дробления и измельчения по нормам
института Механобр приведены в табл 13.
Таблица 13
Основные варианты схем дробления и измельчения по нормам
института Механобр
Производитель- ность обогати- тельной фабрики, ml сутки	Максимальная крупность кусков в исход- ной руде, лич	Крупность дробленого продукта,	Варианты схем дробления и измельчения	Число вариантов
До 300	250—500	35—0	ББШ	1
300—6000	400—1000	25-0 15-0; 10-0 15-0	БББШ, БББСШ ББАШ БАШ1	4
6000-10000	600—1200	25—0 15-0; 10-0	БББШ,БББЦШ ББАШ	3
>10000	1200-1300	25-0; 30-0 25-0; 30-0	БББШ, БББСШ ГГББСШ	3
Условные обозначения:
III — шаровые мельницы;
С — стержневые мельницы;
СШ — стержневые мельницы в первой стадии и шаровые мельпицы во вто-
рой стадии измельчения.
1 Может применяться при крупности исходной руды < 450 мм.
Окончательный выбор схемы дробления может быть сделан путем
технико-экономического сравнения вариантов схем, конкурирующих
при заданной производительности обогатительной фабрики. Для
сравнения необходимо по каждому варианту рассчитать схему и вы-
брать основное оборудование: дробилки, грохоты, мельницы и клас-
62
Выбор и расчет, технологических схем
сификаторы. Сравнение вариантов ведется по основным показате-
лям — числу аппаратов, суммарному их весу, общей установочной
мощности электродвигателей, общей стоимости оборудования. Не-
обходимо также учитывать эксплуатационные расходы, удобство
обслуживания, вероятность простоев, санитарные условия труда.
При высокой влажности руды применение схемы с поверочным гро-
хочением недопустимо.
Выбор схемы дробления при подготовке полезного ископаемого
к операциям обогащения
При обогащении отсадкой или в тяжелых суспензиях крупно-
вкрапленных руд дробление их обычно производится до 6—30 мм,
и в этом случае схема крупного и среднего дробления выбирается
аналогично описанному выше порядку. Для получения постоянной
крупности дробленого продукта желательно применение операции
поверочного грохочения в последней стадии дробления. Если дробле-
ние производится до крупности, меньшей 15—20 мм, то применение
поверочного грохочения является обязательным. Особенно оно
необходимо при отсадке классифицированной руды.
При обогащении валунчатых железных и крупновкрапленных
разновидностей коренных магнетитовых руд, а также углей опера-
ции обогащения начинаются при крупности 50—100 мм. В зависи-
мости от крупности максимальных кусков в исходном сырье схемы
дробления этих полезных ископаемых включают одну или две ста-
дии дробления с предварительным грохочением перед каждой ста-
дией. Поверочное грохочение обычно не производится.
При обогащении мелковкрапленных руд редких металлов они
подвергаются дроблению до 6—20 мм. Дробленый продукт напра-
вляется в измельчение, обычно производимое в стержневых мель-
ницах до 2—0,3 мм.
§ 2. Расчет схемы дробления
Исходные данные для расчета схемы дробления
Для расчета схемы дробления необходимо иметь следующие дан-
ные: производительность обогатительной фабрики по сырью; харак-
теристику крупности сырья; заданную максимальную крупность
дробленого продукта; характеристики крупности дробленых про-
дуктов дробилок, устанавливаемых в отдельных стадиях дробле-
ния; показатели эффективности грохочения в отдельных стадиях
дробления.
Характеристики крупности сырья и дробленых продуктов бе-
рутся из отчетов по исследовательским работам и по практическим
данным обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное
сырье. Если приведенные в отчете характеристики крупности дро-
Расчет схемы дробления
63
бленых продуктов получены при разгрузочных щелях дробилок,
отличающихся от запроектированных щелей дробилок, то характе-
ристики крупности подлежат пересчетам. Последние производят
на основании допущении о тождественности типовых характеристик
дробленых продуктов, получаемых при дроблении одного и того же
сырья в дробилках одинакового типа.
Пример такого пересчета приведен в табл. 14. При наличии
графического изображения характеристики крупности для приведе-
ния этого графика в соответствие с заданной шириной разгрузочной
щели дробилки изменяют на графике соответственно масштаб круп-
ности по оси абсцисс.
Таблица 14
Пример пересчета характеристики крупности дробленого продукта
Фактически полученная характеристика крупности при разгрузочной щели 10 мм			Расчетная характеристика крупности при разгрузочной щели 16 мм		
Крупность классов		Содержание классов, %	Крупность классов		Содержание классов, %
в долях ширины щели дробилки	ММ		в долях ши- рины щели дробилки	ММ	
2	20	5	2	32	5
1—2	10—20	30	1-2	16-32	30
0,5-1	5—10	25	0,5-1	8-16	25
0,25—0,5	2,5-5	15	0,25-0,5	4-8	15
0,25-0	2,5—0	25	0,25-0	4-0	25
Всего . . .	—	100	Всего	—	100
Таблица 15
Категории дробимости руд
Категории дробимости (твердости) руд	Показатели для оценки дробимости				
	По шкале проф. M. М. Протодьяконова		По шкале Союз- взрывпрома		По шкале Гиредмета
	коэффи- циент крепости	категория крепости	временное сопро- тивление сжатию, кГ 1 см2	кате- гория крепости	категория крепости
I—мягкие		1-5	VII, VI, Via	<300	Villa, VIII6	От XV до X
II — средней твердости	5-10	От V до Ша	300-800	VIIIb, Ха	IX, VIII, VII
III — твердые		10-20	III, II, I	>800	От IX доХ1Ув	От VI до 0
64
Выбор и расчет технологических схем
Если опытных характеристик крупности дробленых продуктов
не имеется, то для приближенного расчета схемы дробления можно
пользоваться типовыми характеристиками крупности, приведен-
ными на рис. 10—13. В этом случае необходимо знать категорию
дробимости руды (табл. 15) и тип дробилки, устанавливаемой в дан-
ной стадии дробления.
Характеристика крупности исходной руды при отсутствии прак-
тических данных принимается прямолинейной.
Порядок расчета схемы дробления и вывод расчетных формул
На схеме дробления (рис. 18) все продукты нумеруются араб-
скими, а операции — римскими цифрами. В общем случае номер
продукта обозначается символом п, а номер операции — символом т.
г
Предварительное
грохочение ----------------I
Дробление- -ц
4
Предварительное	:
грохочение -------------jp
Дробление—т разновидность Б
8 J
6
Предварительное
и поверочное гро-
хочение %
V
I стадия,
разновидность Б
П стадия,
Ш. стадия,
► разновидность А
11
13'
Рис. 18. К расчету схемы дробления
Схема дробления рассчитывается в следующем порядке:
1.	Определяется часовая производительность оборудования цеха
дробления.
2.	Определяется общая степень дробления: 50сщ =	:
Здесь — максимальная крупность исходной руды; Du — макси-
мальная крупность дробленой руды для рассчитываемого варианта
схемы дробления (см. рис. 18).
3.	Устанавливаются степени дробления в отдельных стадиях
дробления = £общ.
4.	Подсчитывается условная максимальная крупность дробле-
ных продуктов после отдельных стадий дробления:
первой стадии
Расчет, схемы дробления
65
второй стадии
Р9 = —;
третьей стадии
11	«1«2«з
5.	Подсчитывается для каждой стадии дробления ширина раз-
грузочной щели дробилки
Значения zp принимают по данным испытаний дробимости руды,
а при их отсутствии — по типовым характеристикам (см. рис. 10—
13 и табл. 10).
6.	Устанавливаются размеры отверстий сит грохотов и эффек-
тивность грохочения для каждой стадии дробления.
В операциях предварительного грохочения размеры отверстий
сита грохотов а принимают в пределах: zpi 5= а i; в операциях
поверочного грохочения и совмещенных операциях предварительного
и поверочного грохочения размеры отверстий сита принимают не-
много большими условной максимальной крупности дробленого
продукта.
Значения эффективности грохочения принимают в зависимости
от типа грохота — для колосниковых грохотов Е~а — 60—70%,
для вибрационных Е~а = 65—85%.
7.	Производится ориентировочный расчет схемы дробления и вы-
бор дробилок с целью проверки возможности осуществления запроек-
тированной схемы на стандартном дробильном оборудовании.
При ориентировочном расчете схемы характеристики крупности
руды, поступающей во вторую и третью стадии дробления, прини-
мают прямолинейными. Характеристику крупности исходной руды
берут из горной части проекта, а при ее отсутствии — принимают
прямолинейной.
Выбранные дробилки и принятые степени дробления должны
удовлетворять следующим требованиям: ширина пасти дробилки
должна быть на 10—20% больше размера поступающих в нее кусков
РУДЫ; должна быть обеспечена требуемая производительность дро-
билки; запроектированная ширина разгрузочной щели дробилки
должна находиться в пределах, допустимых для данного типа дро-
билки; коэффициенты загрузки дробилок должны быть по возмож-
ности близкими ’.
Если обнаружится, что перечисленные требования к дробилкам
при запроектированной схеме дробления невыполнимы, то следует
1 Коэффициент загрузки — отношение требуемой производительности дро-
билки к возможной производительности ее при запроектированной ширине
разгрузочной щели.
5 Заказ 760.
66
Выбор и расчет технологических схем
изменить назначенные степени дробления в отдельных стадиях дро-
бления. Например, если окажется, что дробилки третьей стадии
перегружены, а дробилки второй стадии недогружены, то следует
увеличить степень дробления во второй стадии и соответственно
уменьшить в третьей стадии. В отдельных случаях может выявиться
необходимость замены двухстадиальной схемы дробления на трех-
стадиальную.
8.	Производится окончательный расчет схемы дробления и про-
верка правильности выбора оборудования.
9.	Производится выбор оборудования для измельчения и технико-
экономическое сравнение рассчитанных вариантов схемы дробле-
ния с целью выбора оптимального варианта.
Вывод расчетных формул
Целью расчета схемы дробления является получение исходных
данных для выбора оборудования: дробилок, грохотов, конвейеров
и мельниц. Для выбора дробилок необходимо рассчитать их требуе-
мую производительность, а для выбора грохотов необходимо знать
их производительность и характеристику крупности поступающего
на них материала.
Вывод расчетных формул приведен для наиболее сложной
трехстадиальной схемы дробления с поверочным грохочением в по-
следней стадии (см. рис. 18). Расчеты более простых схем являются
частными случаями расчета данной схемы.
При расчете схемы определяются вес и выход продуктов, полу-
чаемых по схеме и характеристики крупности продуктов 5, 9, 10-
Для расчета характеристик крупности необходимо знать прира-
щение расчетного класса в операциях дробления, подсчитываемое
на основе следующих допущений:
зерна, размер которых меньше ширины разгрузочной щели
дробилки, проходят дробилку без изменения своей крупности;
зерна, размер которых больше ширины разгрузочной щели дро-
билки, дробятся одинаково, независимо от наличия или отсутствия
в питании дробилки зерен, размер которых меньше ширины разгру-
зочной щели.
Из этих допущений следует, что при определении приращения
расчетного класса необходимо различать два случая: первый — когда
наибольшая крупность зерен в классе, приращение которого необ-
ходимо определить, меньше ширины разгрузочной щели дробилки
или равна ей (d < i); второй — когда наибольшая крупность зерен
в классе больше или равна ширине разгрузочной щели дробилки
(d i).
В первом случае приращение класса минус d будет происходить
за счет дробления зерен крупнее i, а во втором — за счет дробления
зерен плюс d.
Расчет схемы дробления
67
Для любой операции дробления т приращение расчетного класса
в рассматриваемых случаях будет
ЕР™ = РХ (при d < г);	(14)
AP^P+'V (npnd>i).	(15)
где b — содержание расчетного класса;
п — индекс, показывающий номер продукта, поступающего в дро-
билку;
т — индекс, показывающий номер операции дробления.
Численные значения Ь™* берутся из отчетов по испытаниям дро-
бимости руды, а при отсутствии данных испытаний — по типовым
характеристикам (см. рис. 10—13).
Расчет первой стадии дробления
а) определение веса продуктов 2,3. Эффектив-
ность грохочения для любого класса крупности по определению
равна
pd q ad
pd ___а _ a ra
1 р? '
Для класса —а формула эффективности имеет вид
Е~а Р* а Рд ° — ft'1 = ft
1 = р;а = ^р;»	<2^;° Qj;a '
Отсюда вес нижнего продукта
Са = ^р;°^°;	(16)
вес верхнего продукта
Qs — Qt= Qi—Qs-
б) определение характеристики крупно-
сти продукта 5.
Вес класса — d в продукте 5 равен сумме весов этого класса в про-
дукте 1 и приращения его в операции дробления II:
p-d = p-d + др-d =	р-d + др-d.
_d_ p;d	d *Pnd	(l7)
6 ~	ft ~Pi ft *	1 4
так как Qv = Q&.
5*
68
Выбор и расчет технологических схем
При определении характеристики крупности продукта 5 следует
различать три случая:
1) d < i; 2) a^d^i; 3) d^> a.
Первый случай. Приращение мелкого класса в первой
стадии дробления при d < i по формуле (14) будет
ЬР^Р^Ьн*.
Поэтому формула (17) примет вид
P/=Pl“d+-JLcTI- •	(17а)
В схемах дробления обычно а i. Поэтому вес класса 4-i,
поступающего на грохот, равен сумме весов двух классов: класса
+а и класса —а + i:
Р^ = Р™ + Р[а+\
Класс а из продукта 1 полностью переходит в продукт 3, по-
этому Р^а = Рд°. Класс —а -j- I переходит в нижний и верхний
продукты грохота.
Вес класса —а	i в верхнем продукте грохота
p~a+i = p~a+i_ р~a+iEi a+i.
Общий вес класса -Н в верхнем продукте грохота
P3+i = р3+“_|_р-“+‘ = jp1+“ + p1-“+i_jp1-“+i£I-“+i=:p1+i—P~a+iEia+i-
PV = Qi tf-Qi ₽ra+iKf “+i = Qt (РГ-₽Г“+ХО+1).	(18)
После подстановки значения Р*1 в формулу (17а) и сокращения
на Qt получим
₽5d=₽rd + (p1+i-₽ra+i£fa+i)fefId.	(19)
Размер отверстий сита грохота обычно близок к ширине разгру-
зочной щели дробилки, поэтому класс —a-Н является узким
и в то же время трудным классом для грохочения. Величины
р-“+* и Eia+l малы по сравнению с величиной \ а их
произведение является малой величиной второго порядка, которой
можно пренебречь. Тогда значение pjd для рассматриваемого слу-
чая можно с достаточной степенью точности подсчитывать по формуле
рб d = pi d + РГ’ bnd.	(20)
Расчет схемы дробления
69
Второй случай. Приращение мелкого класса в первой
стадии дробления при d i по формуле (15) будет
bPtf~P;dbtf.
Поэтому формула (17) примет вид
р +
P5’d=₽Fd+-^-.	(176)
Аналогично первому случаю, вес класса -\-d в верхнем продукте
грохота
P3+d=^i (₽i+d-₽r“+d^i’o+d)
₽5d= ₽rd + (p!+d-₽r + d£rO + d) bnb.	(21)
Приближенно для второго случая
P5-d = prd + Pidbu.	(22)
Третий случай. Формула (17) для третьего случая при
d > а имеет такой же вид, что и для второго случая.
Вес класса -[-d в верхнем продукте грохота равен весу этого клас-
са в питании, поэтому
p+d = Ptd = Qlfi;d
p5-d=PFd+Prdfen-
Точная формула для третьего случая совпадает с приближенной
формулой для второго случая. Поэтому при расчетах по приближен-
ным формулам следует различать только два случая:
первый, когда d < i, содержание Pjd подсчитывается по фор-
муле (20);
второй, когда d г, содержание d подсчитывается по фор-
муле (22).
Расчет второй стадии дробления
Вторая стадия дробления аналогична первой, поэтому расчет-
ные формулы для второй стадии будут отличаться от формул, выве-
денных для первой стадии, только значениями индексов, показы-
вающих номера продуктов и операций:
а) определение веса продуктов 6, 7:
p5-a Ehni = (?i рГ
Qi ~ Q в — Q&—Qu = Qi—Qe-
70
Выбор и расчет технологических схем
б) определение хар
сти продукта 9:
p9d= p5d + p5l^iv
₽ — d q— d I q +d r — d
9 = P5 +P5 OlV
актеристики крупно-
(для случая d<iiv);	(23)
(для случая d^iiv).	(24)
Расчет третьей стадии дробления
а)	определение веса продуктов 10, 12.
При установившемся процессе имеем
<211 = <2# <21 И 012 = 0131
Oio - Рю + Р= Qu = Qi; Рю =	.
en
Содержащийся в продукте 10 класс +а полностью переходит
в верхний продукт грохота, поэтому
п+а= р+в
С другой стороны,
РЖ? - APv? = <211 ₽Г“—0» ₽9-в= Qi (1-₽8"°) = Qi ₽9
р+а р+а <?1₽9
Р10 =Р12	~ 
°VI
Подставляя значения Р~оа и в формулу для Q10, получим
Qi0 = Qi	:	(25)
\ £v 6VI /
Q12= <213= (210—Qn = Qio—Qi,
б)	определение характеристики крупно-
сти продукта 10.
Для выбора грохота в операции V достаточно знать содержание
в продукте 10 классов —а и —0,5 а.
Содержание класса —а определяется из соотношения
<2ю₽Го ^v“=Qu ₽ГГ = <?11 (так как <2n = Qi и РГ“ = 1),
откуда
о - °	1
^юЕ\а УюЕуа
(26)
Расчет схемы дробления
71
Содержание класса —0,5 а будет примерно в два раза меньше,
чем класса —а:
₽ГоО’5“^О,5рГо°.
(27)
Пример выбора и расчета схемы дробления
Выбрать и рассчитать схему дробления для следующих условий:
производительность обогатительной фабрики по руде Q = 850 тыс. т/год\
цех дробления работает 6 дней в неделю по 6 ч в смену, чистое время
работы t = 15 ч/сутки',
цехи измельчения и обогащения работают 7 дней в неделю по 24 ч в сутки;
руда характеризуется средней твердостью;
характеристики крупности исходной руды и дробленых продуктов дробилок
крупного, среднего и мелкого дробления приведены в табл. 16.
Таблица 16
Характеристика крупности руды и дробленых продуктов при питании
дробилок классом +i мм
(к примеру выбора и расчета схемы дробления)
Крупность классов, лии	Содержание классов, %			
	В руде	в продуктах, разгружаемых из дробилок		
		щековой, i - 100 мм	конусной, г ~ 25 мм	короткоконус- ной, i = 10 мм
+200	33,0	0,0	0,0	0,0
Ч 150	46,5	5,0	0,0	0,0
+100	60,0	20,0	0,0	0,0
+50	77,0	57,0	3,0	0,0
+25	86,0	75,0	22,0	5,0
+13	92,0	88,0	52,0	23,0
+10	—	—	60,0	46,0
+6	—	—	77,0	72,5
+3	—	—	88,0	86,0
+0	100,0	100,0	100,0	100,0
Примечания:
1. Максимальная крупность кусков в руде Di — 550
2- Условная максимальная крупность продуктов дробления dp дробилок: щековой —
150 мм, конусной—45 мм, короткоконусной—25 мм.
3 Относительная максимальная крупность дробленых продуктов дробилок: щековой
150	, ,	_	45	„	25
z„ = - .„а' — 1>5: конусной	1,8; короткоконусной z„ = -nr — 2,5.
Р 1UU	F	Р 10
1.	Определяем суточную производительность обогатительной фабрики
суточную и часовую производительности цеха дробления (см. главу III):
„ Q 850 000	__.п ,
<2с = —— =	п л = 2э60 т/сутки,
п т] 365 • 0,9
Qc. ц. д = Qc —— = 2560 ~~= 3000 т/сутки,
77£ц	О
л	Qc. ц. дк	зооо * 1	„	.
Qo =---,	“ —т=— = 200 т/ч.
t	1з
72
Выбор и расчет технологических схем
2.	Выбираем варианты схемы дробления для технико-экономического срав-
нения но табл. 13.
Конкурирующими вариантами при производительности фабрики
2560 ml сутки будут следующие схемы: БББШ и БББСШ — при крупности
питания цеха измельчения 25—0 льи; ББАШ — при крупности питания цеха
измельчения 15—0 или 10—0 мм.
Таким образом, расчету подлежат два варианта схемы дробления — БББ
и ББА, т. е. трехстадиальная схема дробления без поверочного грохочения
в последней стадии дробления и трехстадиальная схема с поверочным грохоче-
нием. Для расчета принимаем трехстадиальную схему дробления ББА при
крупности питания цеха измельчения 10—0 мм (см. рис. 18).
3.	Определяем общую степень дробления'.
4.	Выбираем степени дробления в отдельных стадиях дробления:
S' — SjSgSgj
если sp=s2 =s3=scp, то S = s^t
scp = y^S’==y?r 55 = 3,5,
где Sep — средняя степень дробления для одной стадии.
При наличии поверочного грохочения в третьей стадии степени дробления
для первой и второй стадий должны быть несколько меньше scp, а степень
дробления в третьей стации несколько больше scp. Поэтому для первой и вто-
рой стадий дробления ориентировочно принимаем:
«1 = S2 = 3,5.
Тогда:
S 55
®з —~------5"ё—— 4,э.
^1^2	315 • 315
5.	Определяем условную максимальную крупность продуктов после отдель-
ных стадий дробления:
Z?i 550
ь*5 =— = ~т;'- •= 1з7 мм;
si 3,5
п	550 m
В и  ------= х-с——т-г = Ю мм-
S1S2S3 3,3 • 3,з • 4л
6.	Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в первой и второй ста-
диях дробления
Ат 157
I IT ------ —Г-Х- = 104 ММ,
11 2П 1,3
принимаем с округлением iII = 100 льи, тогда:
Т>5 = ijjZjj = 100 -1,5 = 150 лт.и,
£>в	45	__
iIV——— — yg- — 2э мм.
Расчет схемы дробления
73
Значения z принимаем из табл, 16 (см. примечание).
При отсутствии таких данных значения z берутся из типовых характеристик
крупности (см. рис. 10—13 и табл. 10).
7.	Выбираем размеры отверстий сита грохотов и эффективность грохочения
для первой и второй стадий дробления.
Для предварительного грохочения размер отверстий сита принимают
в пределах от i до zi. Если дробилка недогружена, то размер отверстий берут
равным или немного большим г, а если дробилка перегружена — то равным
или немного меньшим zi.
Для крупного грохочения на колосниковых грохотах значение эффектив-
ности грохочения Е~а принимают в пределах 60—70%, а для среднего и мел-
кого предварительного грохочения — в пределах 80—85% (при установке
вибрационных грохотов).
Для рассчитываемой нами схемы принимаем: ат = iir = 100 мм; Е~а =
= 60%; ajij = l,2iIV = 1,2-25 = 30 мм; Е^^ = 85%.
8.	Выбираем режим работы грохотов и дробилок третьей стадии дробления.
В зависимости от численных значений величии I, а, Е~а, определяющих
режим работы грохотов и дробилок, изменяются характеристика крупности
дробленого продукта, потребное число грохотов, потребное число дроби-
лок и производительность мельниц.
Характеристики крупности дробленого продукта, при которых получается
одинаковая производительность мельниц, называются эквивалентными,
а режимы работы дробилок и грохотов, обеспечивающие получение дробленых
продуктов с такими характеристиками, — эквивалентными режи-
мами.
Уменьшение размера выпускной щели дробилки i при постоянных а и Е~а
приводит к уменьшению средней крупности дробленого продукта. Такой же
результат получается и при снижении эффективности грохочения Е~а (при
перегрузке грохота), происходящей в первую очередь за счет трудных зерен.
Поэтому при низкой эффективности грохочения содержание в нижнем продукте
грохота зерен, близких по размеру к величине отверстий а сита, будет малым,
вследствие этого уменьшается и средняя крупность продукта дробления. Уве-
личение а при постоянных i и Е~а приводит к обратному результату — увели-
чению средней крупности дробленого продукта. Очевидно, что, уменьшая i
или Е~а или оба этих параметра одновременно, можно сохранить среднюю
крупность дробленого продукта путем одновременного соответствующего уве-
личения а. Таким образом, существует множество сочетаний значений a, i и Е~а>
при которых достигаются эквивалентные режимы дробления [92].
Некоторые из эквивалентных режимов работы грохотов и дробилок приве-
дены в табл. 17. Эти режимы определены на основе допущения, что производи-
тельность мельниц при измельчении продуктов с одинаковыми удельными по-
верхностями является постоянной. За эталонный режим принят следующий:
а = t = dK; Е~а = 85%, где dK — максимальная крупность дробленого про-
дукта.
Более выгодны такие эквивалентные режимы, при которых размеры разгру-
зочных щелей дробилок и эффективность грохочения уменьшены, а размеры
отверстий сита грохотов увеличены.
Для рассчитываемой схемы дробления выбираем эквивалентный режим
№2 для руд средней твердости. Тогда: ivl = 0,8-£>u — 0,8-10 — 8 jhjh;
ау = 1,4-Du = 1,4-10 = 14 лив; Eya = 65%.
9.	Проверяем соответствие выбранной схемы дробления и степеней дробле-
ния выпускаемому оборудованию. Производим предварительно ориентировочный
расчет схемы дробления, принимая прямолинейные характеристики крупности
продуктов, поступающих во вторую и третью стадии дробления. При этом рас-
четы содержания отсеваемого класса в питании грохотов ведем по формуле (12).
lit
Выбор и расчет технологических схем
Таблица 17
Эквивалентные режимы работы дробилок и грохотов
(к примеру выбора и расчета схемы дробления)
Характе- ристика РУДЫ	Тип цикла дробле- ния	Наименование режимов	Значения		a, %	Относитель- ное количе- ство продук- та, поступа- ющего в опе- рации	
			i	a			
						дроб- ления	грохо- чения
Средней твер-	Замкну- тый	Эталонный	i =<1м	e = dM	85	1,0	1,0
дости	То же	Эквивалент- ный № 1	/=0,8dM	a= 1,2 da	85	0,7	0,8
	» »	То же, № 2	i = 0,8 dM	a = 1,4 dM	65	0,8	0.9
	Откры- тый	*	» № 3	i = 0,5	a~dm	85	0,5	0,4
Крепкая	Замкну- тый	Эталонный	I =	a = dM	85	1,0	1,0
	То же	Эквивалент- ный № 1	i = 0,8dM	<2 = 1,15	85	0,6	0,7
	» »	То же, № 2	i= 0»8	a = l,3dM	65	0,6	0,7
	Откры- тый	»	» № 3	i = 0,4<lM	a = dM	85	0,35	0,3
а)	определяем вес продуктов Q2, Q3, Qg [формула (16)J:
(22 = <2i РГ°	100	100 = 200-0,4-0,6 = 48 т/ч;
<?з = С?4 = (?1 — (?2 = 200 — 48=152 т/ч.
Здесь значение р“100 принимаем из табл. 16.
б)	определяем вес продуктов Qe, Qlt Qg (см. расчет второй
стадии дробления):
<?6 = <?i ₽5fl*nWl ^7-^m=200-^-0,85 = 34 т/ч;
<27 = ()в = ()1—<2,=200—34 = 166 т/ч.
в)	определяем вес продуктов ^ю, С12, <?is [формула (25)]:
/ 1 РГ
О = Q | —----1--—
V1« V1 I p-а 1 i-a
\ CV °VI
P9-° =
av 14
- 45
= 0,31;
Pg°=l—Pg “=1-0,31 =0,69.
Значения byj приведены в табл. 18, в которой сделан пересчет характери-
стики крупности дробленого продукта короткоконуспой дробилки при ширине
разгрузочной щели 8 мм (характеристика крупности в табл. 16 получена при
щели 10 мм).
Расчет схемы дробления
75
Таблица 18
Характеристика крупности дробленого продукта короткоконусной дробилки
при ширине разгрузочной щели 10 и 8 мм
(к примеру выбора и расчета схемы дробления)
i = 10	Крупность классов d, мм Относительная крупность классов г Содержание классов ь+^,%	+13 + 1,3 23	+ 10 +1.0 46	+б +0,6 72,5	+з +о,3 86,0
i = 8 мм	Крупность классов d, мм	+10,4	+8	“Ь4>8	+2,4
	Относительная крупность классов z	+1,3	+1,0	+0,6	+0,3
	Содержание классов b+d, %	23	46	72,5	’86,0
Рис. 19. Характеристики крупности (к примеру расчета и выбора схемы
дробления):
1 — дробленого продукта третьей стадии дробления при разгрузочной щели дро-
билки 8 мм; 2 — иродукта 9
График характеристики крупности дробленого продукта при I = 8 мм
приведен на рис. 19. При последующих расчетах значения byj взяты из этого
графика х.
1 Необходимо помнить, что значения byj относятся к случаю питания дро-
билки тщательно отгрохоченным материалом крупностью 4-8 мм, поэтому зна-
чения не равны значениям (см. схему иа рис. 18).
76
Выбор и расчет технологических схем
По графику = 89%. Подставляя найденные значения р+° и 6у° в фор-
мулу для <210, получим:
<,‘"-2“(оЬ+-®)=да"Л;
С12 “ @хз =	—(?п = Qio — Qi = 460 — 200 = 260 т/ч.
г)	выбираем дробилки. Требования, которым должны удовле-
творять дробилки, согласно результатам предварительного расчета схемы дро-
бления, указаны в табл. 19.
Таблица 19
Требования, которым должны удовлетворять дробилки
(к примеру выбора и расчета схемы дробления)
Показатели	Стадии дробления		
	первая	вторая	третья
Крупность наибольших кусков в питании, мм . .	550	150	45
Ширина разгрузочной щели, мм 		100	25	8
Требуемая производительность, т/ч		152	166	260
Этим требованиям удовлетворяют:
для первой стадии дробления — конусная дробилка крупного дробления
размером 750 мм; для второй стадии — конусная дробилка среднего дробления
размером 1750 мм; для третьей стадии — короткоконусная дробилка размером
2200/600 лии.
Технологическая характеристика дробилок приведена в табл. 20.
Таблица 20
Технологическая характеристика выбранных дробилок
(к примеру выбора и расчета схемы дробления)
Сталии дробле- нии	Тип и размер дробилок	Ширина пасти, мм	Пределы регу- лирования разгрузочной щеЛИ, Л4Л4	Производитель- ность при запро- ектированных щелях, т1ч
Первая	Конусная крупного дроб- ления, 750 лл1	750	100—175	190
Вторая	Конусная среднего дроб лепия, 1750 мм	250	25—60	205
Третья	Короткоконусная, 2200/600	130	5—15	215
Примечание Производительность дробилок подсчитана для руд средней твер-
дости с насыпным весом 1,6 т/мз и для открытого цикла дробления
Коэффициенты загрузки дробилок первой и второй стадий дробления:
Расчет схемы дробления
77
Здесь в числителе — требуемая производительность дробилок (см. табл. 19)
в знаменателе — производительность по технологической характеристике (см.
табл. 20).
Производительность дробилки третьей стадии дробления в табл. 20 под-
считана для открытого цикла. В нашем случае при замкнутом цикле дробления
производительность дробилки возрастет примерно до 300 т/ч (см. главу V, § 2).
Тогда коэффициент загрузки дробилки третьей стадии дробления будет
__260 - 0 87
*8“1б0 ~°’87'
Запроектированную схему дробления возможно осуществить на стандарт-
ных дробилках при близких значениях коэффициентов их загрузки. Поэтому
нет необходимости в изменении назначенных для отдельных стадии степеней
дробления. Если бы оказалось, что различия в коэффициентах загрузки дроби-
лок очень велики, то пришлось бы изменить назначенные ориентировочные
степени дробления в таком направлении, чтобы коэффициенты загрузки дроби-
лок получились близкими по величине.
10. Производим окончательный расчет схемы дробления:
а)	определяем величины Q2, Q3, Qt, у3, у3, у*. Вес продуктов
Q2, Q3 и Qt не изменяется по сравнению с предварительным расчетом:
Qa=48 т/ч; Q3 = Qt = 152 т/ч;
у3=у4 = 1—уа = 1 -0,24 = 0,76 = 76%;
б)	определяем характеристику крупности продукта 5.
Условная максимальная крупность продукта 5 равна 150 мм. Расчет ведем
для классов —150, —100, —50, —25 и —13 мм.
Максимальная крупность кусков в первом классе —150 мм больше ширины
разгрузочной щели дробилки (iH = 100 л.ч), поэтому содержание этого класса
определяем по формуле (22):
о — d о —d 1 о + d,—d. о —150_о — 150 i о +150 l —150_
₽5 =Р1 +₽1 ЬП> ₽5	=₽1	+Р1 ЬП =
=0,535 + 0,465 • 0,95 = 0,976 = 97,6 %.
Значения Pj-150 и принимаем из табл. 16, где приведены характеристики
крупности руды и дробленых продуктов. При отсутствии таких характеристик
для руды принимается прямолинейная характеристика, а значения нахо-
дятся с помощью типовых характеристик.
Характеристика крупности дробленого продукта первой стадии дробления
приведена в табл. 16 для дробилки с разгрузочной щелью i = 100 мм, совпада-
ющей с запроектированной щелью дробилки, поэтому пересчета характеристики
не требуется.
Содержание остальных классов в продукте 5 рассчитываем по формуле (20):
P5"d= Prd+₽1+ * =₽rd+Р1+100 •
р-100 = 0,4+0,6 • 0,8 = 0,880 = 88,0%;
Р - 5 0 = 0,23+0,6 • 0,43 = 0,488 = 48,8 %;
Р~ 25 =0,14+0,6 • 0,25=0,290 = 29,0%;
р-13 = о,О8 + 0,6 • 0,12 = 0,152 = 15,2 %.
78
Выбор и расчет технологических схем
График характеристики крупности продукта 5 приведен на рис. 20;
в) определяем величины Qe, Q7, Qg, у,, у7, yg:
Ce = C»i ₽5“£UI = ^1 ₽5 ЗОЯп1=2°о-о>33-О.85 = 56,1 т/ч.
(к примеру выбора и расчета схемы дробления)
Здесь внаяение Р“я° определяем из графика характеристики крупности
продукта 5 (рис. 20):
<27=<2e=(2i-<2« = 2OO-56,1 = 143,9 т/ч;
Y. = 7Г = -Йг = °'280=:
VI ZUU
Y?=Ye=l~ Y»= 1—0,28 = 0,72 = 72%;
_ г) определяем характеристику крупности пр fl-
fl у"к т а 9. Условная максимальная крупность продукта 9 равна 45 мм. Расчет
ведем для классов —45, —25, —13, —6 мм.
Содержание класса —45 мм определяем по формуле (24) (d > i; 45 > 25):
₽9 "= ₽Б“d + ₽5+d bl’v! ₽9 “ = ₽5 45+₽5 “ bIV5;
Pg 4*=0,45 +0,55• 0,95 = 0,972 = 97,2%.
Расчет схемы дробления
79
Значения Pg d здесь и далее определяем из графика характеристики круп-
ности продукта 5 (см. рис. 20), а значения bjy — из табл. 16. Поскольку
ширина разгрузочной щели дробилки при испытаниях совпадает с запроектиро-
ванной (i =ч IV = 25 мм), то пересчета характеристики не требуется.
Содержание остальных классов в продукте 9 рассчитываем по формуле (23):
₽B-<,=₽5-<,+₽5+<bIvd=₽5"<,+₽525l’Fv-
Pg 25 = 0,29+0,71 • 0,78 = 0,844=84,4%;
Р -13 =0,152+0,71 • 0,48 = 0,493=49,3%;
Pg 6 =0,075 +0,71 • 0,23 = 0,238 = 23,8%.
График характеристики крупности продукта 9 см. на рис. 19;
д) определяем величины @10, @12, @13, у10, у12, у13 [формула
(25)1:
\ £v
РГ\
bVI /
= 200
1
0,65
412 т/ч;
. 0,465 \
0,89 )
Q12— @13— @ю— @1—412 200 — 212 т/ч,

Y12=Y13=Y10—Yi=2,06—1,0 = 1,06=106%.
Здесь а= 14 мм, значения Р, “ = Pg М определяем из графика характе-
ристики крупности продукта 9 и — из графика характеристики крупности
дробленого продукта третьей стадии дробления (см. рис. 19):
е) определяем содержание в пред у^к те 10 классов
Р"“ и р-°-5“ [формулы (26-27)1:
Р^о0,5 °=рр00,5’1* s=e>0,5 Pfo14 = O,5 • 74,4= 37,2%;	р107 = 37,2%.
Коэффициенты загрузки дробилок второй и третьей стадий дробления по
окончательному расчету схемы дробления
,	143,9 _ л 7. ь 212 _ л 7
"205	U’7’	300 -U,Z-
По предварительному расчету было: fcs = 0,81 и кя = 0,87.
Значения по предварительному и окончательному расчетам —• одинаковы.
80
Выбор и расчет технологических схем
§ 3. Операции классификации в схемах измельчения
Схемы измельчения могут включать следующие операции клас-
сификации (рис. 21):
предварительную классификацию (а);
поверочную классификацию в полностью замкнутом цикле из-
мельчения (а);
классификацию в частично замкнутом цикле измельчения (б);
контрольную классификацию слива (в);
контрольную классификацию песков (г).
Предварительная
классификация
гт—„ г --------1 Пески
Слив	1^——--------
(^Измельчение
Поверочная клас-
си<рикация(пзц)
Слив	V
Пески
б ,
О Измельчение
Классификация (чзц)
Слив	\дес
(^Измельчение
Поверочная клас-
сификация (ПЗЦ)
^Слив
Пески
г
(^Измельчение
Поверочнаяклас
сшрикация
^(лив
Контрольная клас	,
сификация слива
\Слив
Пески
Пески
Q Измельчение
Г	Повёрдч'ная клас	' ।
I сификация
I [Слив—1Пески
ыии контрольная клас
сификация песков
!--„-----[влив	L
_ J	Пески
Рис. 21. Операции классификации в схемах измельчения:
ПЗЦ — полностью замкнутый цикл; ЧЗЦ — частично
замкнутый цикл; А — точка деления песков
Предварительная классификация применяется
для увеличения производительности мельницы путем выделения из
ее питания готового по крупности продукта; уменьшения ошламова-
пия; выделения в отдельный продукт первичных шламов и легко
измельчаемых компонентов руды (если их необходимо обогащать
в отдельном цикле).
Производительность мельницы по вновь образуемому готовому
продукту ДР приблизительно прямо пропорциональна среднему
содержанию в мельнице класса Нср, превышающего по своей круп-
ности готовый продукт:
ДР = ТсРср,	(28)
где к — коэффициент пропорциональности.
Операции классификации в схемах измельчения
81
Выделение в операции предварительной классификации готового
продукта повышает содержание 7?ср и вследствие этого увеличивает
ДР, а также уменьшает ошламование продукта, вредно влияющее
на все процессы обогащения *.
Возможность и целесообразность включения в схему измельче-
ния операции предварительной классификации зависят в основном
от максимальной крупности зерен руды в питании и содержания
в нем готового продукта. Руду, содержащую слишком крупные зерна,
нельзя загружать ни в механические классификаторы, ни в гидро-
циклоны, а руду, содержащую слишком малое количество готового
продукта, нецелесообразно подвергать предварительной классифи-
кации.
Обычно предварительная классификация перед первой стадией
измельчения применяется при крупности руды не более 6—8 мм
и содержании в ней готового продукта не менее 15%.
Поверочная классификация в полностью
замкнутом цикле применяется для контроля крупности
измельченного продукта, повышения производительности мельницы,
уменьшения ошламования продукта при измельчении.
При наличии поверочной классификации некондиционный по
крупности продукт возвращается обратно в мельницу (циркулиру-
ющая нагрузка), в питании мельницы увеличивается содержание
крупного класса и вследствие этого возрастает ее производительность
по готовому продукту.
Циркулирующей нагрузкой (с) одностадиальной схемы измель-
чения (рис. 22, схема А-1) принято называть отношение
Сь Qb Qi
<?! Qi “ Qi •
Между величиной циркулирующей нагрузки и относительной
производительностью мельницы существует определенная зависи-
мость.
Рассмотрим работу мельницы в замкнутом цикле в идеальных
условиях, когда в питании мельницы не содержится готового про-
дукта, классификатор работает с эффективностью, равной 100%
(в сливе не содержится крупного класса, а в песках — готового
продукта), и мельница, независимо от величины циркулирующей
нагрузки, всегда имеет оптимальное заполнение пульпой.
По формуле (28)
АР = Ж₽.
1 Небольшое содержание шламов в пульпе при измельчении кристалли-
ческих руд в мельнице в некоторых случаях полезно. Шламы, увеличивая вяз-
кость пульпы, способствуют более равномерному и полному покрытию ею по-
верхности шаров, при этом уменьшается число холостых ударов шаров.
6 Заказ 760.
82
Выбор и расчет технологических схем
Допускаем, что Rcp приближенно равно среднему арифметиче-
скому из R2 и R3; тогда:
ср“ 2	’	--^ + (?5	=~<?1+с01	=1’°’
Qt  04~cCi • 1 = с .
<?4 + С*Б	14-е ’
(29)
А-!
1
А-г
/
2
•^Измельчение
Предварительная
и поверочная
классификация
Поверочная клас
сификация
/ДСяив в
пески
А-3
Предварительная
классификация
Пески 1^.
Слив
р
С>Изнельчение
V
Поверочная
классификация
Слив Слив
, \ Пески ч
ОИзмельчение
Пески
Пески
г
з
Рис. 22. Разновидности одностадиальных схем измельчения:
1 — 8 — продукты классификации и измельчения
_	14-е _ 14-2с _ 2 (14-е)-1	4	0,5
2	= 2(14-с) =	2(14-с)	=1	14-е ’
(30)
AP~fcflcp = fc(l
Если производительность мельницы при с = 1 принять за эта-
лон для сравнения (ДР^.), то относительная производительность
Операции классификации в схемах измельчения
83
(К) мельницы, работающей в идеальных условиях, приближенно
будет
у АР \	1+с/	2
0,67 *
1 + с *
(31)
т^-) = 1,34
14-е )
Из формулы (31) следует, что по мере увеличения циркулиру-
ющей нагрузки от 0 до с/з относительная производительность мель-
ницы возрастает в два раза (от 0,67 до 1,34). Зависимости между с,
Rcxs, К и — приведены в табл. 21.
v	Л г
Таблица 21
Зависимость относительной производительности мельницы
от циркулирующей нагрузки, К = / (с)
С	0		1,0	2,0	3,0		4,0		5,0		10,0		100,0		СО	
7? ср	0,5		0,75	0,83	0,875		0,90		0,915		0,955		0,995		1,00	
К	0,67		1,0	1,11	1.17		1,20		1,22		1,27		1,33		1,34	
ЛК Ас I		0,33		0,11		0,06		0,03		0,02		0,01		0,0007		0,0
л К Отношение -— показывает увеличение производительности мель- Д с																
ницы при увеличении циркулирующей нагрузки для различных
участков кривой [К = f (с)]. Это отношение с увеличением циркули-
рующей нагрузки прогрессивно уменьшается.
Увеличение циркулирующей нагрузки от 0 до 100% увеличивает
производительность мельницы на 50% (от 0,67 до 1,0), а увеличение
нагрузки от 400 до 500% повышает производительность мельницы
всего лишь на 2% (от 1,20 до 1,22).
Технологическое значение циркулирующей нагрузки состоит
в том, что она определяет среднее содержание крупного класса
мельницы и относительную ее производительность. Если эффектив-
ность классификации равна 100%, то циркулирующая нагрузка
в точности равна отношению содержания крупного класса
1 Формула (31) выведена на основе допущения, что изменение содержания
крупного класса при прохождении материала через мельницу происходит по
закону прямой. В действительности это изменение происходит по экспонентному
закону. На практике обычно с > 1, в этом случае ошибка, вызываемая принятым
допущением, незначительна [93].
6*
84
Выбор и расчет технологических схем
к содержанию готового продукта в разгрузке мельницы. Действи-
тельно, из формулы (29) следует
с=тДг=>-	<32>
Здесь рз — содержание готового (мелкого) класса в продукте 3.
Если эффективность классификации меньше 100%, то
7?3
CAi-o3-.
Рз
Отношение 2?з/Рз, равное для одностадиальной схемы измель-
чения циркулирующей нагрузке, является критерием при оценке
эффективности работы мельницы в открытом цикле и при выборе зна-
чений циркулирующей нагрузки для отдельных стадий двухстадиаль-
ных схем измельчения.
Условия эффективной работы мельницы
в открытом цикле. Если мельница работает в открытом
цикле и выдает готовый по крупности продукт, то содержание
крупного класса в разгрузке мельницы должно равняться нулю,
а среднее содержание этого класса в мельнице будет не более 50%.
При таких условиях работа мельницы не может быть эффектив-
ной — мельница будет давать только 50% производительности
от теоретически возможной; кроме того, будет сильнее переизмель-
чение руды.
При двухстадиальной схеме измельчения мельница первой ста-
дии не выдает окончательного продукта и может работать эффективно
в открытом цикле, однако при условии, что объем мельниц второй
стадии достаточно велик по сравнению с объемом мельницы первой
стадии.
Для двухстадиальной схемы измельчения (рис. 23, схема Б-1-1)
имеют место следующие равенства:
ДТ’общ = <?4 ₽4-С1 ₽! =	•!-(?! 0 = <21!
= С2 ₽2-^ Р, = Q, p2-Qt -о = р2,
где А Робщ и ДРХ — соответственно общее приращение готового
продукта в двух стадиях и в первой стадии измельчения.
Принимаем, что содержание готового продукта в питании равно
нулю, а в конечном продукте измельчения — 100%.
В первом приближении можно считать, что удельная производи-
тельность (на единицу объема) мелышц первой и второй стадий из-
мельчения одинакова, тогда:
Др1	.	<дрг VI	.
АР общ	Ej + Vji	’	Qi	Pj-J-znPj	’
=	^2=!—₽2 = т+^-;
-^ = т,	(33)
Операции классификации в схемах измельчения
85
где и V1X — объемы мельниц первой и второй стадий;
т = V г : Vj — отношение объемов мельниц.
Из формулы (33) следует, что эффективность работы мельницы
первой стадии измельчения в открытом цикле при двухстадиальной
схеме измельчения определяется соотношением объемов т. Если
величина т достаточно велика, то в разгрузке мельницы первой
стадии будет содержаться большое количество крупного класса,
а это означает, что среднее содержание этого класса в мельнице также
.	6-1-1
(^Измельчение
2,
в-1-г
, у
Предварительная
илов срочная
классификация
^[Пески
Q Измельчение
Слив
6-1-3
Предварительная
классификация
Слив
/1
О Измельчение
1г
Предварительная
классификация_________
'''"вЛПески	''ч
ltd '
(^Измельчение
F
Поверочная
। классификация
\|4"	*----
Пески
СлиВ
J1 Пески
Q Измельчение
Предварительная
и поверочная
классификация
6 Слив й Пески
(^Измельчение
В,
5‘
6-1-4
Измельчение
Предварительная
и поверочная
классификация
\слив
|	((Измельчение
Контрольная клал	।
сшрикация слива
f	\Пески
Слив
Рис. 23. Разновидности двухстадиальных схем измельчения
с открытым циклом в первой стадии:
1 — 8, 4', 4", 5Z, 5" — продукты классификации и измельчении
ч
6
4'
4
г
J
будет достаточно высоким для эффективной работы ее в открытом
цикле.
Из сопоставления формул (33) и (32) следует, что величина т
при двухстадиальной схеме измельчения имеет для мельницы пер-
вой стадии, работающей в открытом цикле, то же значение, что
величина с для мельницы, работающей в замкнутом цикле ири одно-
стадиальной схеме. Например, если т = 2, то мельница первой
стадии (рис. 23, схема Б-I-l) будет работать с такой же эффектив-
ностью, с какой работает мельница в замкнутом цикле (рис. 22,
схема А-1) при циркулирующей нагрузке, равной 2, или 200%.
Для эффективной работы мельницы в замкнутом цикле циркули-
рующая нагрузка должна быть не менее 150—200%. Вследствие
этого для эффективной работы мельницы первой стадии в открытом
86
Выбор и расчет технологических схем
цикле при двухстадиалъных схемах измельчения отношение объема
мельниц второй стадии к объему мельницы первой стадии должно
быть не менее 1,5—2,0.
Классификация в частично замкнутом
цикле может встречаться только в схемах с несколькими стадиями
измельчения. Например, в двухстадиальной схеме с частично замк-
нутым циклом в первой стадии измельчения (см. рис. 21, б). Здесь
операция классификации в первой стадии измельчения является
одновременно поверочной по отношению к первой стадии и предва-
рительной по отношению ко второй стадии.
Частично замкнутый цикл обладает несколькими технологиче-
скими особенностями, определяющими условия его применения.
6Л-/
^С\Измельчение
31
Поверочная
классификация
Сяие^ь	—*~
Предварительная
и поверочная
классификация
1
в-л-г
/|
гр-----------
^Измельчение
Поверочная
классификация
9^шв
Предварительная Пески
Слив
9'
~\ Пески
01
С>Измельчение
классификация
ff\necKu
Слив
^Измельчение
„ [9
Поверочная
классификация
Рис. 24. Разновидности двухстадиальных схем
измельчения с полностью замкнутым циклом
в первой стадии:
1—8, 7', 7", 8', 8" — продукты классификации и измельчения
5
В двухстадиальных схемах существенно важным является способ
распределения работы измельчения между мельницами первой и вто-
рой стадий. В схемах с полностью замкнутым циклом в первой стадии
(рис. 24) распределение работы измельчения производится путем
изменения крупности слива классификатора первой стадии. Для
полной нагрузки мельницы второй стадии необходимо получать
в сливе классификатора первой стадии достаточно крупный продукт,
что не всегда оказывается возможным, особенно при измельчении
быстро осаждающихся кристаллических руд и при крупном конеч-
ном продукте измельчения.
В частично замкнутом цикле нагрузка па мельницы второй
стадии передается не через слив, а через пески, вследствие чего
появляется возможность применять двухстадиальную схему измель-
чения даже при крупном конечном продукте.
Операции классификации в схемах иамелъчения
87
Другой особенностью схемы с частично замкнутым циклом яв-
ляется постоянство веса продукта 6, передаваемого во вторую ста-
дию измельчения, независимо от того, в каком соотношении делятся
пески в точке А (рис. 25, схема Б-Ш-1).
Это объясняется тем, что вес продукта 6 при установившемся
процессе всегда равен разности Qe = Qi — Qi- Но вес продукта 4,
кондиционного по крупности, определяется только производитель-
ностью мельницы первой стадии измельчения и лишь в небольшой
мере зависит от веса песков 7, возвращаемых в мельницу.
Б-ш/
|/
(^Измельчение
Я
Классификация
6 частичнозамк-
6-Ш-2
'Измельчение
Слив
нутом цикле
у Пески\ч
Классификация
В частично замк-
нутом цикле
Слив 71Л
в
Измельчение
9
поперечная
классификация
I Слив
АО
12
Измельчение
Поверочная
классификации
'''^‘СлиВ
Контрольнаяклас
сификация слиВа
Пески
Пески
Пески
СлиВ
Рис. 25. Разновидности двухстадиальных схем измель-
чения с частично замкнутым первым циклом:
1—12 — продукты измельчения и классификации; А—«очка
деления песков
Указанная особенность частично замкнутого цикла дает возмож-
ность легко регулировать распределение нагрузки между первой
и второй стадиями измельчения. Чтобы изменить нагрузку мельницы
первой стадии, достаточно изменить соотношение, в котором делятся
пески в точке А. Чем меньшая часть песков будет направляться
во вторую стадию измельчения, тем больше будет абсолютный вес
песков Q4, возвращаемых в мельницу первой стадии.
Например, если в точке А пески делятся в соотношении
Qi'.Qe-^n, то Qi = nQe. Но величина Qe для установившегося про-
цесса не зависит от п. Поэтому при одинаковой исходной произво-
дительности величина Qi будет прямо пропорциональна п. Вторую
стадию измельчения схемы Б-Ш-1 можно рассматривать как одно-
стадиальную схему с питанием Q6^ равным разности Qi — Qt.
Так как Qi есть постоянная величина, то производительность
мельницы и циркулирующая нагрузка второй стадии измельчения
зависят только от веса исходного продукта Qt.
88
Выбор и расчет технологических схем
Изменение Q± будет резко сказываться на циркулирующей на-
грузке второй стадии (так же, как при одностадиальной схеме)
и практически не повлияет на количество песков в первой стадии
измельчения. Наоборот, изменение соотношения, в котором делятся
пески в точке А, практически не будет отражаться на второй стадии
измельчения и в то же время будет резко изменять вес песков первой
стадии. Таким образом, при частично замкнутой схеме нагрузка
мельницы первой стадии измельчения регулируется изменением со-
отношения, в котором делятся пески в точке А, а нагрузка мельницы
второй стадии регулируется только изменением т. е. изменением
производительности питателя.
В рассматриваемой схеме измельчения во вторую стадию автома-
тически передается весь продукт, который не может измельчить
мельница первой стадии. Поэтому увеличение производительности
питателя может вызвать перегрузку только мельницы второй, но
не первой стадии измельчения.
Частично замкнутый цикл дает также возможность предотвра-
тить накапливание в мельнице и ошламование самородных металлов.
Если металлические включения в руде очень ковки и имеют вы-
сокую плотность, то они накапливаются в песках классификатора.
Пусть общий объем мельниц распределен между первой и второй
стадиями измельчения в отношении 1 : т. В первом приближении
отношение производительности мельниц первой и второй стадий
будет равно отношению их объемов (рис. 25, схема В-I 11-1):
а+с.-й;
>+<?.=<?.; с.-йтпг-
Поскольку частицы тяжелого металла практически не переходят
в слив классификатора, то для установившегося процесса
C1₽1 = <26₽e+(?4p4^Qe₽e = (?li^r₽6; р6~А(1го+,и) •
Следовательно, продукт 6 будет являться концентратом самород-
ного металла со степенью концентрации, равной (1 + т) : щ, за-
висящей только от распределения объемов мельниц между стадиями
измельчения. Прежде чем поступить в мельницу второй стадии,
продукт 6 может быть направлен в операцию обогащения для извле-
чения металла.1
1 Аналогично при работе мельницы в полном замкнутом цикле для извле-
чения накапливающегося в цикле измельчения металла можно направлять
в обогащение только часть слива мельницы (или песков классификатора). Если
направляемая в обогащение часть будет составлять 1/и от исходного питания
мельницы, то степень концентрации накапливающегося металла в случае до-
статочного полного извлечения е^о в операции обогащения будет приблизительно
равна п.
Схемы измельчения
89
вторичных шламов, уда-
л-------
Классификация
Слив
При частично замкнутом цикле измельчения первичные шламы
и наиболее легко измельчаемые компоненты руды удаляются в слив
классификатора первой стадии. Содержание (до известных пределов)
тонких шламов в питании механических классификаторов полезно,
так как шламы, увеличивая вязкость пульпы, способствуют более
спокойной и стабильной работе классификатора и повышают эф-
фективность классификации. При частично замкнутом цикле пита-
нием мельниц второй стадии измельчения является обесшламлен-
ный зернистый материал. В случае измельчения кристаллических
руд, дающих лишь небольшое количест
ление первичных шламов может отра-
зиться неблагоприятно на работе клас-
сификаторов второй стадии измельчения.
Контрольная классифи-
кация слива применяется в слу-
чаях, когда при измельчении в одну
стадию необходимо получить тонкий
конечный продукт или осуществить
стадиальное обогащение руды (рис. 26),
а также когда при установке для класси-
фикации гидроциклона наиболее круп-
ные пескп предварительно выделяются
в механическом классификаторе.
Недостатком схемы измельчения
с контрольной классификацией слива
является увеличенный фронт классифи-
кации и неустойчивая работа первого
классификатора.
Контрольная к л а с с и ф и
целью понижение содержания в них готового по крупности продукта.
Эта операция применяется редко.
Обогащение L_*‘
t я стадия
j	'^Хбосты
Концентрат Контрольная
классификация
|Слив	i
|	Пески
Во 2ю стадию
обогащения
Рис. 26. Стадиальное обогаще-
ние руды при одной стадии
измельчения
нация песков имеет
§ 4. Схемы измельчения
Схемы измельчения могут быть классифицированы по следующим
признакам:
числу стадий измельчения в схеме;
виду цикла измельчения в первой стадии (открытый, полностью
замкнутый, частично замкнутый);
месту загрузки исходной руды (в мельницу, в классификатор);
наличию или отсутствию совмещенных операций предварительной
и поверочной классификаций;
наличию или отсутствию в схеме операций контрольной класси-
фикации.
В зависимости от числа стадий схемы измельчения подразде-
ляются на три класса: Л— одностадиальные, Б —
двухстадиальные,	В — многостадиальные
схемы.
90
Выбор и расчет технологических схем
Двухстадиальные схемы (класс Б) в зависимости от вида цикла
измельчения в первой стадии подразделяются на три группы: Б-1 —
двухстадиальные с открытым циклом из-
мельчения в первой стадии (см. рис. 23), Б-П —
двухстадиальные с полностью замкнутым
циклом в первой стадии (см. рис. 24), Б-Ш —
двухстадиальные с частично замкнутым
циклом в первой стадии (см. рис. 25).
Эти группы двухстадиальных схем измельчения отличаются не
только по виду цикла измельчения в первой стадии, но и по способу
передачи нагрузки из первой стадии во вторую: в схемах Б-I на-
грузка передается через слив мельницы, в схемах Б-П — через
слив классификатора, в схемах Б-Ш — через пески классифика-
тора.
В зависимости от последних трех признаков классификации
схемы измельчения внутри классов и групп подразделяются на
отдельные разновидности.
Многостадиальные схемы (класс Б) применяются редко, число
встречающихся на практике разновидностей этих схем — мало,
поэтому нет необходимости в подразделении их на отдельные группы.
Одностадиальные схемы измельчения (см.
рис. 22) имеют по сравнению с двухстадиальными следующие до-
стоинства: требуют меньшего количества классификаторов и по-
этому меньших капитальных затрат на оборудование, просты для
регулировки и обслуживания оборудования; просты для компо-
новки оборудования, так как не требуется транспортирования про-
дуктов из одной стадии измельчения в другую и все мельпицы распо-
лагаются на одной отметке по высоте; простои оборудования меньше,
так как остановка одной мельницы или классификатора не отра-
жается на работе других агрегатов; дают возможность установки
более крупных мельниц в цехе измельчения на обогатительных
фабриках малой производительности.
Недостатки одностадиальных схем: менее эффективная работа
мельниц вследствие трудности рационирования шаровой нагрузки
при поступлении в мельницу материала с широким диапазоном
крупности; трудность получения очень тонкого материала в сливе
классификатора; при схемах А-1, А-2, А-3 нельзя осуществить
стадиальное обогащение руды.
Одностадиальные схемы обычно применяют при измельчении
до 0,2 мм. На обогатительных фабриках малой производительности,
чтобы не усложнять схему и не увеличивать числа мельниц, одно-
стадиальную схему применяют и при более тонком измельчении.
Схема А-1 встречается наиболее часто по сравнению с другими
разновидностями одностадиальных схем и применяется при круп-
ности исходной руды, превышающей 6—8 мм.
Схема А-2 применяется при мелкой руде, содержащей значитель-
ное количество готового продукта (15% и более).
Схемы измельчения
91
Схема А-3 применяется при необходимости выделения первичных
шламов и содержащихся в руде растворимых солей в самостоятель-
ный продукт для последующей его раздельной обработки, что в неко-
торых случаях улучшает результаты обогащения.
Схема А-4 с контрольной классификацией слива применяется
при необходимости получить тонкий конечный продукт или осуще-
ствить стадиальное обогащение руды при одностадиальном измель-
чении.
Двухстадиальные схемы с открытым циклом
в первой стадии измельчения, группа Б-I (см. рис. 23).
Первая стадия измельчения при этих схемах, как правило, про-
изводится в стержневых мельницах. Основные достоинства схем:
небольшой фронт классификации (за исключением схемы Б-1-4)',
простая регулировка схемы, так как нагрузка на мельницы вто-
рой стадии измельчения передается через слив мельницы; при
установке в первой стадии измельчения стержневых мельниц появ-
ляется возможность увеличения крупности питания цеха измель-
чения до 25—30 мм, что упрощает схему дробления и удешевляет
цех дробления; возможность хорошего рационирования шаровой
нагрузки; возможность получения как мелкого, так и крупного
конечных продуктов измельчения.
Недостатки схем измельчения группы Б-I', для эффективной
работы мельницы первой стадии в открытом цикле необходимо,
чтобы объем мельниц второй стадии был в 1,5—2 раза больше объема
мельниц первой стадии, что несколько ограничивает применение
данной группы схем; компоновка оборудования менее удобна для
эксплуатации, чем при применении одностадиальных схем или схем
группы Б-П *. При схемах Б-I-l, Б-1-2 и Б-1-3 стадиальное обога-
щение флотацией применять нельзя, а получение очень тонкого
* продукта измельчения по этим схемам затруднено, так как повтор-
ная классификация здесь отсутствует.
Схемы Б-I-l и Б-1-2 часто применяют на обогатительных фабри-
ках большой производительности при крупности конечного про-
дукта измельчения 55—70% —0,074 мм и однрстадиальной схеме
обогащения руды. Разновидность схемы Б-1-2 удобно применять
при необходимости обработки в отдельном цикле первичных шламов
и легко измельчающихся компонентов руды. Этот же вариант при-
меняется в случае установки для предварительной классификации
♦ В схемах группы Б-1 при установке нескольких мельниц в секции слив
мельницы первой стадии измельчения приходится распределять по нескольким
измельчительным агрегатам второй стадии. Для самотечного транспорта отно-
сительно крупного и плотного слива мельницы первой стадии требуются желоба
с крутыми уклонами, что вызывает необходимость расположения мельниц
первой и второй стадий на разных отметках. При механизированном транспорте
мельницы могут быть расположены на одной отметке, но в этом случае требуется
установка специальных транспортных устройств.
92
Выбор и расчет технологических схем
механического классификатора, а для поверочной — гидроцикло-
нов х.
Схема Б-1-3 применяется при мелкой руде или при необходи-
мости обработки первичных шламов в отдельном цикле.
Схема Б-1-4 применяется при очень тонком измельчении руды,
а также при необходимости осуществить стадиальное ее обогащение.
Двухстадиальные схемы с полностью
замкнутым циклом измельчения в первой
стадии, группа Б-П (см. рис. 24) часто применяют на крупных
и на средних по производительности обогатительных фабриках
при измельчении до 0,15ни и более тонком, а также при необходи-
мости применить двухстадиальную схему обогащения.
Важнейшим условием достижения высокой производительности
мельниц при измельчении по схемам группы Б-П является правиль-
ное распределение работы измельчения между мельницами первой
и второй стадий. Если из мельницы первой стадии измельчения
будет выдаваться слишком мелкий материал, то мельница второй
стадии окажется незагруженной и общая производительность мель-
ниц понизится. Выдача из первой стадии измельчения слишком
крупного материала тоже вызывает необходимость снижения общей
производительности мельниц вследствие перегрузки мельницы вто-
рой и недогрузки мельницы первой стадии измельчения.
Максимальная производительность мельниц при этой схеме
достигается только при определенной крупности слива классифи-
катора первой стадии измельчения, которая на практике регули-
руется изменением его плотности. Работа классификатора при очень
плотных сливах неустойчива, так как небольшое изменение в коли-
честве подаваемой воды сильно отражается на крупности материала,
уходящего в слив, и нарушает правильное распределение работы
измельчения между стадиями.
Применение схем группы Б-П при конечном продукте крупнее
0,2 мм вызывает затруднения вследствие неустойчивой и неэффек-
тивной работы классификатора первой стадии измельчения при
получении крупного слива.
Достоинствами схем группы Б-П являются: возможность полу-
чения мелкого конечного продукта измельчения; возможность осу-
ществления стадиального обогащения руды; хорошее рационирова-
ние шаровой загрузки; не требуется крутых уклонов желобов для
передачи из первой стадии измельчения во вторую слива класси-
фикатора первой стадии, в связи с чем компоновка оборудования
становится проще.
Недостатки схем группы Б-П'. трудная регулировка процесса
измельчения; невозможность получения крупного конечного про-
1 Разделение операций предварительной и поверочной классификации не-
обходимо и в том случае, когда по условиям производительности нельзя устано-
вить один классификатор при схеме с совмещенными операциями.
Схемы измельчения
93
дукта измельчения; большое количество классификаторов — вся
масса руды дважды проходит через сливной порог классификатора.
В схеме Б-П-1 предварительная и поверочная классификации
второй стадии совмещены. Первичные шламы проходят в этой схеме
через классификаторы обеих стадий.
В схеме Б-П-2 операции предварительной и поверочной класси-
фикаций производятся раздельно, вследствие чего первичные шламы
и легкоизмельчающиеся компоненты руды в поверочную класси-
фикацию второй стадии не попадают. По этой причине применение
данной схемы измельчения для руд, дающих мало вторичных шламов,
может вызвать неустойчивую работу поверочного классификатора
во второй стадии измельчения.
Двухстадиальные схемы с частично замк-
нутым циклом в первой стадии, группа Б-111
(см. рис. 25). Достоинствами этих схем являются: простота регу-
лировки; возможность хорошего рационирования шаровой нагрузки;
возможность применения двухстадиального измельчения при круп-
ном конечном продукте измельчения; возможность избежать акку-
муляции самородных металлов в цикле измельчения.
Недостатки схем группы Б-Ш- транспорт песков из первой
во вторую стадию измельчения требует желобов с крутым уклоном
или применения транспортных механизмов; поверочный классифи-
катор второй стадии измельчения работает на обесшламленном мате-
риале, что может вызвать затруднения в его работе при кристалли-
ческих рудах, дающих малое количество вторичных шламов.
При схеме Б-Ш-1 требуется небольшой фронт классификации,
так как руда проходит через сливной порог классификатора только
один раз, но по этой схеме трудно получить тонкий конечный про-
дукт и нельзя осуществить стадиальное обогащение.
В схеме Б-Ш-2 слив подвергается контрольной классификации,
поэтому эта схема обеспечивает получение тонкого конечного про-
дукта, дает возможность применять стадиальное обогащение, но
требует установки большего количества классификаторов.
Многостадиальные схемы ивмельчепия.
При большой производительности обогатительной фабрики в цех
измельчения обычно подается руда крупностью 25—30 мм, и первая
стадия измельчения наиболее часто осуществляется в стержневых
мельницах. Если руда требует стадиального обогащения, то при-
меняется один из показанных на рис. 27 вариантов трехстадиальной
схемы измельчения. На магнитообогатительных фабриках при таких
схемах возможно трехстадиальное обогащение руды: в первую
стадию обогащения поступает слив стержневой мельницы, а во вто-
рую и третью стадии обогащения — сливы классификаторов.
Выбор схемы измельчения производится путем
проверки различных вариантов схем на опытной обогатительной
фабрике или опытной секции фабрики. При отсутствии такой про-
верки выбирают наиболее рациональные варианты схемы измельчения
94
Выбор и расчет технологических схем
в зависимости от главных условий, влияющих на их выбор,
т. е. от крупности начального и конечного продуктов измельчения,
производительности обогатительной фабрики, необходимости раз-
дельной обработки песков и шламов, необходимости стадиального
обогащения, физических свойств руды.
Одностадиальные схемы измельчения без контрольной класси-
фикации слива могут применяться только при одностадиальных
(^Измельчение
Предварительная
и поверочная
классификация
^Олив ф Измельчение
^Обогащение [
|	Хвосты
Инцитрап, преШаршпельная
и поверочная
классификация
Слив	1
^Измельчение
Предварительная
и поверочная
классификация
,	^Измельчение
| Обогащение [
Концентрат
^Измельчение
Хвосты
| Обогащение |
Концентрат Хвосты отвальные
Классификация
\слив	|>
1	(^Измельчение
Хвосты Поверочная
отвальные	классификация
I Обогащение |
Пески
Концентрат Хвосты отвальные
Рис. 27. Разновидности трехстадиальных схем измельчения
схемах обогащения и сравнительно небольшой степени измельчения
или же в случае малой производительности обогатительной фабрики.
Двухстадиальные схемы измельчения группы Б-1 с установкой
в первой стадии стержневых мельниц могут эффективно применяться
лишь при большой производительности секций обогатительной фаб-
рики и повышенной крупности исходного питания и конечного про-
дукта измельчения. Схемы группы Б-Ц применяются при тонком
помоле руды или при двухстадиальной схеме обогащения. Схемы
группы Б-Ш удобно применять при необходимости избежать акку-
муляции благородных металлов в циклах измельчения.
Многостадиальные схемы измельчения применяются при много-
стадиальных схемах обогащения.
Окончательный выбор варианта схемы измельчения произво-
дится с учетом ряда дополнительных условий — потребного обору-
дования, удобства его компоновки и эксплуатации и т. д. Экономи-
ческое сравнение вариантов схемы затруднено отсутствием или
малой точностью исходных показателей для подсчета эксплуата-
ционных расходов. Поэтому намеченные варианты могут быть срав-
ниваемы только по величине капитальных затрат на оборудование
цеха измельчения.
Расчет схем измельчения
95
§ 5. Расчет схем измельчения
Оценка крупности продуктов измельче-
ния производится по данным ситовых анализов продук-
тов. На практике часто пользуются приближенной оценкой круп-
ности, для чего достаточно знать условную максимальную крупность
продукта и содержание в нем «характерного» класса.
Максимальная крупность продукта определяется размером отвер-
стий сита, через которые проходит 95—97% продукта.
Характерным является класс, содержанием которого оценивается
крупность продукта. Поскольку расчет схем измельчения произво-
дится по характерному классу, то далее этот класс называется
расчетным классом. Обычно за расчетный принимается класс
—0,074 мм (200 меш.). В случаях очень тонкого измельчения мате-
риала расчетным является класс —0,040 мм, а в случаях грубого
измельчения — класс —0,150 мм.
Приближенные зависимости между максимальной крупностью
продукта в сливе механического классификатора и содержанием
класса —0,074 мм в продуктах классификации для руд средней
измельчаемости и плотности 2,7—3,0 г!смъ, приведены в табл. 22.
Таблица 22
Приближенные зависимости между максимальной крупностью продукта
в сливе механического классификатора и содержанием класса —0,074 лми
в продуктах классификации
Максимальная крупность продукта в сливе классифи- катора	Содержание класса —0,074 мм, %	
	в сливе классификатора	в песках классификатора
95% —0,4 мм	35-45	3-5
95% —0,3 мм	45—55	5-7
95% —0,2 мм	55—65	6-9
95% —0,15 мм	70-80	8-12
95% —0,1 мм	80-90	9-15
95% —0,074 мм	95	10—16
Примечания: 1. Для руд высокой плотности (3,5—4,0 а/оиз) содержание класса
—0,074 мм в песках классификатора будет в 1,5—2 раза больше указанного в таблице.
2 Если в операцию классификации поступает продукт, содержащий более 30—40%
класса —0,074 мм, то содержание этого класса в песках следует принимать по верхнему
пределу.
Определение частного выхода продукта
по содержанию расчетного компонента в ис-
ходном продукте и в продуктах разделения.
96
Выбор и расчет технологических схем
Если в результате какой-либо операции разделения (рис. 28)
получаются продукты 1 и 2, то выход их от операции будет равен
' _ Ри~Рг .	' _ Ри Р1
Y1 ₽>—₽а ’ ъ	₽а—₽1 ’
(34)
где ри, ₽, и Р2 — содержания расчетного компонента в исходном
продукте и в продуктах разделения.
Исходный продукт
Операция разделения
О род унт 1	Продукт 2
Расчет одностадиальной схемы А-1
Рис. 28. К расчету выходов
продуктов из операции раз-
деления
Расчет схемы (см. рис. 22) сводится
к определению веса и выходов продук-
тов 2 и 5.
Вес продукта 5 следует определять
исходя из оптимальной циркулирующей
нагрузки, при которой расходы на
измельчение получаются минималь-
ными:
Сопт — 0,68 р / —0,25,
(35)
где Сопт — оптимальная циркулирующая нагрузка в долях единицы;
/ — отношение стоимости измельчения 1 т руды при цир-
кулирующей нагрузке в 100% (без расходов па тран-
спорт и подъем песков улиткой мельницы) к стоимости
транспорта 1 т песков (включая расходы па подъем
песков улиткой мельницы).
Оптимальная в экономическом отношении циркулирующая на-
грузка определяется соотношением между затратами на собственно
измельчение 1 т руды и затратами на транспорт 1 т песков. Измель-
чительные установки с высоко поднятыми классификаторами,
а также установки с механизированным транспортом продуктов
между мельницей и классификатором характеризуются малыми
значениями /, поскольку расходы на транспорт относительно
велики.
Оптимальная циркулирующая нагрузка для таких установок
меньше, чем при самотечном сопряжении мельницы и классифика-
тора. При тонком измельчении крепких руд оптимальное значение
циркулирующей нагрузки больше, чем при грубом измельчении
мягких руд, так как расходы на собственно измельчение, а следо-
вательно, и значение / в первом случае больше, чем во втором.
На практике значение / может колебаться от 8 до 100, что со-
ответствует значениям оптимальной циркулирующей нагрузки
170 — 650%.
В зависимости от условий и организации работы установки для
измельчения циркулирующую нагрузку можно выбирать в преде-
лах, указанных в табл. 23.
Расчет схем измельчения
97
Таблица 23
Оптимальная циркулирующая нагрузка в зависимости от
условий измельчения
(для одпостадиальных схем)
Условия измельчения
Значение сОпт, %
Тонкое измельчение до —0,2 мм крепких руд при само-
течном сопряжении мельницы с классификатором . . .
То же, при измельчении до 0,4—0,2 мм руд средней
твердости ........................................
Механизированный транспорт продуктов между мельни-
цей и классификатором с помощью улитковых подъем-
ников и шпеков . . . :............................
Слив мельницы транспортируется в классификатор на-
сосом .............................................
500-700
250-500
200—400
150—300
Выбранное значение циркулирующей нагрузки следует прове-
рить из условия, чтобы удельная нагрузка мельниц по общему
питанию не превышала
<12 т!м* I * 3 * * * 7-ч,
где Q2 — производительность мельницы по общему питанию, т/ч\
V — объем мельницы, м3.
Так как транспортирующая способность мельницы ограничена,
то при общей нагрузке свыше 12 т/м3 мельница будет перепол-
няться пульпой, что может вызвать снижение ее производитель-
ности. Если удельная нагрузка получается больше 12 т/м3 • ч,
то циркулирующую нагрузку следует уменьшить.
После выбора из табл. 23 оптимального значения циркулиру-
ющей нагрузки определяются веса всех продуктов схемы А-1:
Сб“Слсопт^ Qz—Qs“Qi
I
Расчет одностадиалъных схем А-4 и А-5
с контрольной классификацией слива
Рассчитываемые схемы (см. рис. 22) отличаются одна от другой
тем, что в первой схеме пески контрольной классификации поступают
в измельчение, а во второй схеме — возвращаются в поверочную
классификацию.
Расчет схемы А-4. Исходные данные для расчета: Qx —
производительность; 04 — содержание расчетного класса в сливе
поверочного классификатора; 0в — содержание расчетного класса
в окончательном продукте измельчения.
7 заказ 760.
98
Выбор и расчет технологических схем
(36)
Требуется определить вес всех продуктов схемы (выходы продук-
тов находятся по формуле yn = Qn : @1).
Из схемы очевидно: Q6 = и Q2 — Q3.
1) Определение значений @4 и Q7 [см. формулу (34)]:
Ye ft Ре—р7 ’ V4~vep4-p7’
О = п Р('~~Р7 
Р4-Р7 ’
Q^Q.-Q^Q^-Qx.
Значения Р7 берутся для механических классификаторов по
табл. 22, а при установке для контрольной классификации гидро-
циклонов — по практическим данным.
2) Определение значений Q3, Q5 и Qz:
Qb = 01Сопт! Qi, — Qa—Q-p,
Qz — Qb^ (?b + Qi-
Значения с0Пт выбираются по табл. 23.
Расчет схемы А-5 аналогичен расчету схемы А-4:
' = ft _ Рь—Ре .
Ь ft Рт-Рв ’
О —С) Р?~Р8 •
Рв —Ре ’
(?8=(?6	(?Ъ	(?в ” (?1 Сопт!
Qz Q3= Qi+Qe> Qt = Qs+Qs-
(37)
Если при измельчении по схеме А-4 проектируется применение
двухстадиальной схемы обогащения, то значения р4 и р( берут
по данным результатов испытаний обогатимости. При обогащении
только окончательного продукта измельчения из отчетов но обога-
щению берут значения рв.
В последнем случае можно вместо р4 в число исходных данных
включить (назначить) величину Qt. Рассматривая формулу (36)
как уравнение, можно найти значение р4, т. е. определить режим
работы поверочного классификатора, соответствующий назначенному
весу продукта 4. Решая зто уравнение относительно р4, получим
=		(38)
V4
Расчет двухстадиалъных схем Б-1-1 и Б-1-2 с открытым циклом
измельчения в первой стадии
Исходные данные для расчета (см. рис. 23):	— вес исходного
продукта; Р4 = Р4 = р4- -}- р4’ — содержания расчетного класса
в исходном и конечных продуктах; т — отношение объема мельниц
второй стадии к приведенному объему мельниц первой стадии измель-
Расчет схем измельчения
99
чения * 1; к — отношение удельной производительности по вновь
образованному расчетному классу мельниц второй стадии к удель-
ной производительности по тому же классу мельниц первой стадии
измельчения при одинаковых типе и диаметрах мельниц 2.
Требуется определить вес и выходы всех продуктов схемы.
Из схемы очевидно: (?х = (?2 = Qi, Qa', Q6- = Qt-.
1)	Определение p2— содержания расчетного класса в сливе
мельницы первой стадии измельчения.
Обозначим через Д/’j и — веса вновь образованного рас-
четного класса в первой и второй стадиях измельчения; аг и а1г —
удельные производительности мельниц первой и второй стадий по
вновь образованному расчетному классу; VT и Vп — приведенные
объемы мельниц в первой и второй стадиях измельчения.
Тогда:
р2=—
ДРХ = aJVl; ДР„ = «дУц = ka^mV^
&Pi	ai^i	1
ДРГ+ДРП = alVI-]-ka-lmVl = 1-f-fon ’
(39)
I

Очевидно, что ДРГ + ДРП — общее приращение вновь образо-
ванного расчетного класса равно
ДЛ+ дрп - С4 ₽4 — <?t Pi = Ci (Pi-Pi),
откуда
\р Cl (Р4 Pl)
I l + *m
и в соответствии с формулой (39)
	Р.-Р. + ТТЕГ-	<«)
1 Приведенным называется объем, приведенный к определенному типу
и диаметру мельницы.
2 При двухстадиальном измельчении мельницы второй стадии обычно дают
меньшую удельную производительность по расчетному классу. Это объясняется
неоднородностью исходного сырья, состоящего из компонентов различной из-
мельчаемости. В первой стадии избирательно измельчаются наиболее мягкие-
и хрупкие компоненты, а трудпоизмельчаемые компоненты поступают во вторук,
стадию измельчения.
При отсутствии практических данных значение коэффициента к прцнц.
мается в пределах — от 0,80 до 0,85.
7*
1
100
Выбор и расчет технологических схем
2)	Определение значений и Q6> [см. формулу
(34)1:
(ед
(43)
(Так как содержания расчетного класса в песках классификатора
при одинаковой крупности слива будут равны.)
3)	Определение значений и Qb.
Часть схемы Б-1-2, аключенная в контур (см. рис. 23), предста-
вляет одностадиальную схему А-1 (см. рис. 22). Расчет ее сводится
к выбору оптимального значения циркулирующей нагрузки сопт
по табл. 23 и определению веса продуктов Q$- и Qb
Qs- = ^5'Сопт = Qi -Иг с°пт,	(44)
Р1 Ра
^ = ^ = С>5' + С5' = ^1Нг-(1 + сопт). (45)
Р4 Р5
Расчет двухстадиалъных схем Б-П-1 и Б-Ц-2 с полностью
замкнутым циклом измельчения первой стадии
При расчете схем группы Б-П (см. рис. 24) могут быть поста-
влены две задачи: первая — при известных р4, р7, т и к тре-
буется определить р4, вес и выходы всех продуктов; вторая — при
известных Qt, Р4, р7, р4 и А требуется определить соотношение объ-
емов мельниц второй и первой стадий измельчения, вес и выходы
всех продуктов.
Если задано соотношение объемов т мельниц, то этим уже опре-
деляется крупность слива классификатора первой стадии измель-
чения. Наоборот, если задана крупность слива классификатора
первой стадии (например, при двухстадиальных схемах обогащения),
то этим обусловливается определенное соотношение объемов мельниц.
Решение первой задачи. Из схемы Б-П-1 очевидно: Q. = О.=
= <2?; <?2 = Qa = Qe-
1. Определение значения Р4:
<21 Р1 + ДРГ о L ДР,
Q,	<21 ’
По формуле (40):
1	1 + кт ’
APi+M’n-С, (₽,-₽,):
Расчет схем измельчения
101
др	С1(Р7 —Рх) .
\\-km
О _ О I С1 (р7 ~ Р1) = о I Р?—Pl	/ЛЛЧ
Р4 —Р1+	14-fcm ’	'4b'
Зная содержание в продукте 4 класса —0,074 мм, можно по
табл. 22 определить максимальную его крупность.
2) Определение значений Q6, Qz и Q3. Значение
Qb (вес песков в первой стадии измельчения) находится по опти-
мальному значению циркулирующей нагрузки с,, которое выби-
рается по табл. 23 с учетом крупности слива классификатора:
3) Определение значений Q&>, Qr, Q8-, Qs, Q6, Qt.
В схемах Б-П-1 и Б-П-2 веса продуктов с одинаковыми номерами
равны. Поэтому расчет производим только одной схемы Б-П-2,
в которой вторая стадия измельчения (см. рис. 24 — замкнутый
контур) представляет одностадиальную схему А-1 (см. рис. 22)
с исходным питанием Q&. Значение Q3, определяется по формуле
(34), полагая, что = р7 и р8< = р8:
ee._P1V'r-e41^-pI^b,	(47)
(?7» = (?1-Qtf-
Вес продуктов Qs» и Qa определяется по оптимальному значению
циркулирующей нагрузки сг1 во второй стадии измельчения, кото-
рое выбирается по табл. 23 с учетом крупности слива классификатора
второй стадии:
С8» =	^8 = ^8' + @8* = ^8'
Подставляя в последнюю формулу значение из формулы (47)
получим
g8 = g8 = ft(^~W+Cll).	(48)
Р7 Р8
Из схемы Б-П-1 очевидно: Qe =	+ Q9 =	+ QB.
Решение второй, задачи. Искомое значение т, характеризующее
распределение приведенных объемов мельниц по отдельным стадиям
измельчения, находится на основании формулы (46), которую рассма-
триваем как уравнение.
Решая это уравнение относительно т, получим
В остальном расчет схемы производится так же, как расчет
при решении первой задачи.
102
Выбор и расчет технологических схем
Расчет деухстадиалъной схемы Б-111-1 с частично замкнутым
циклом измельчения в первой стадии
Исходные данные для расчета (см. рис. 25): Qt, Рх, р4, рх0, т, к.
Требуется определить: вес и выходы всех продуктов в схеме;
значение п = Qi : Qe — отношение, в котором необходимо делить
пески в точке А, чтобы обеспечить оптимальную циркулирующую
нагрузку в первой стадии измельчения.
Из схемы очевидно: <?х = (?Х2; (?2 = Q3, QB = (?хо; Qa = Q&.
Так как в сливах обоих классификаторов получается окончательный
продукт, то р4 р1о р12.
1) Определение значений Qe и Qt. Рассматриваем
первую стадию измельчения как одну операцию и составляем для
нее два уравнения баланса: первое — для веса продуктов, второе —
для веса расчетного класса:
Q^Q^+Q^
Определяем значение АР* так же, как при расчете "схемы
Б-11-h
I 1
Подставляя значение ДРГ во второе уравнение баланса и решая
полученную систему двух уравнений относительно QB, получим
п С1КР4-Р1)	-I-Pa-Pul
(Р4-Рв)(1+М
Если крупность слива классификаторов первой и второй стадий
измельчения одинакова, то Р4 = рхо = рХ2 и
Z)   С1^т(Р12 — Pl)	/Г/ц
Ve“ (i+to)(p12_₽e) -
Вес слпва @4 находим по разности
Qi — Qi—Qe-
При определении QB по формуле (50) предварительно по табл. 22
находим содержание расчетного класса в песках первого класси-
фикатора.
Так как рх и р6 являются малыми величинами по сравнению
с Р12, то
п ~ ®1,ст
6	1 -J- кт '
(51)
Расчет схем измельчения
ЮЗ
(52)
(53)
ДОЛЖНЫ
2) Определение значений Q3, Q6, Q- и п. Вес про-
дукта 5 находится по оптимальному значению циркулирующей
нагрузки Cj первой стадии измельчения (см. табл. 23):
<?,-е5-ев;
П Q, 
По приближенной формуле (51):
ГРЕГ 
0 ^ici .	0—Q ____о = (ci—fc,ra) .
1 )-кт ’	” 1-j-km ’
с	Cj.-km
п = —; п = —------.
Qt ’	кт
Пцследняя формула показывает, в каком соотношении
делиться пески, чтобы в первой стадии была оптимальная величина
циркулирующей нагрузки.
3) Определение значений (?u, Q3, Q6. Вторая
стадия измельчения рассчитывается как одностадиальная схема А-1
с исходным питанием Qe:
@U = @6CII’ ^8 = ^9 = <?б + ^И>
где сГ1 — оптимальная циркулирующая нагрузка второй стадии,
берется из табл. 23.
Расчет многостадиалъных схем
Многостадиальные схемы представляют сочетания отдельных
разновидностей стадий измельчения и рассчитываются аналогично
расчету двухстадиальных схем.
Примеры расчета схем измельчения
Пример 1. Рассчитать схему Л-4 (см. рис. 22). Исходные данные для
расчета: Qx = 20 т/ч', крупность продукта 4 95% — 0,3 .и.и; £« = 50%; круп-
ность конечного продукта 95% — 0,15 льм; 0в = 75% *.
Содержание класса —0,074 луи в песках классификатора (по табл. 22)
составляет 8—12%, принимаем значение 07 = 12% (учитывая высокое содер-
жание класса —0,074 мм в питании). Тогда по формуле (36):
(?7=С4—<?1= 33,2 — 20=13,2 т/ч.
* Здесь и далее расчеты ведутся по расчетному классу —0,074 .иль
104
Выбор и расчет технологических схем
Учитывая невозможность осуществления схемы А-4 без применения меха-
нического транспорта продуктов в цикле измельчения, принимаем (по табл. 23)
циркулирующую пагрузку сопт равной 300%. Тогда:
Qa = QiconT = 20 • 3 60 т/ч;
Qb = Qs — Qi =60 —13,2 = 46,8 т/ч;
Qi— Qa — Ce + Ci— 604-20 — 80 т/ч.
Из расчета схемы А-4 следует, что если первую стадию обогащения произво-
дить при крупности измельченного продукта —0,15 .и.и, то вес слива первого
классификатора будет в 1,7 раза больше веса исходного продукта (33,2 : 20).
Поэтому осуществление схемы А-4 требует более мощных классификаторов
и транспортирующих устройств по сравнению с двухстадиальной схемой измель-
чения с полностью замкнутым циклом в первой стадии, где вес слива класси-
фикатора первой стадии равен весу исходного продукта.
Расчет схемы А-5 аналогичен расчету схемы А-4.
Пример 2. Определить при исходных данных примера 1 крупность
продукта 4, если Qi = 25 т/ч.
По формуле (38):
р4=р7+-^р^р7) ;
¥4
R -П49 1 20(0,75— 0,12) .
р4=о,124------;
Р4 = 0,624 = 62,4%.
Пример 3. Рассчитать схемы Б-I-l и Б-1-2 (см. рис. 23). Исходные дан-
ные для расчета: Qt = 20 т/ч; рх = 7%; ₽4 = Р4, = р4,= 70%; т=2
(на одну мельницу в первой стадии установлены две такие же мельницы во вто-
рой стадии измельчения); к — 0,82.
1)	Определяем значение ра по формуле (41):
₽»=₽1+тж=0’07+тай^=0’308 = 30’8%-
2)	Определяем значения Q^, и Q5, по формулам (42), (43). Предварительно
по табл. 22 находим содержание расчетного класса —0,074 мм в песках класси-
фикатора при сливе, содержащем 70% класса —0,074 л4.ч.
Принимаем Ра = 10%, тогда:
п п ₽2-Ра	0,308 - 0,10	.
(ЯГ20"6jo~-o,io =6’9 т/ч’
(?6,= <2f-(?4, = 20—6,9=13,1 т/ч.
3)	Определяем значения Q&„, Q& и Qg. Предварительно по табл. 23 выби-
раем значение циркулирующей нагрузки. При самотечном сопряжении мель-
ницы и классификатора принимаем сопт««500%. Тогда по формулам (44) и (45):
•?5' = (2б»сопт=13,1 ‘ 5=65,5 т/ч;
<25 = <4 = <?5' + <?5”= 13’1 + 65,5=78,6 т/ч;
<2з = <21+<?б = 20 4- 78,6 = 98,6 т/ч.
Расчет схем измельчения
105
Пример 4. Рассчитать схемы и Б II-2 (см. рис. 24). Исходные
данные для расчета:	— 20 m/ч; р! = 5%; р7 = 75%; т = 1; к — 0,82.
1)	Определяем значение ра по формуле (46):
1°+ад2°15
Содержанию в сливе классификатора 43,4% класса —0 074 мм соответ-
ствует максимальная крупность продукта в сливе, примерно равная 0,3 мм
(см. табл. 22).
2)	Определяем значения Q-a, Qi и Qs. Учитывая, что в первой стадии измель-
чения получается довольно крупный слив (0,3 мм), величину циркулирующей
нагрузки в соответствии с табл. 23 принимаем равной 300%. Тогда:
Cb = C1ci = 20-3 = 60 т/ч;
Q2 = <23 = <2i(1 + cI) = 20(1+3)=80m/4.
3)	Определяем значения Q8,, (?7,, @8., Q8, Qs, Qe по формулам (47) и (48).
Предварительно по табл. 22 находим значение р8. Учитывая высокое содержа-
ние расчетного класса (—0,074 мм) в исходном питании (ра = 43,4%), значение
Р8 принимаем 12%:
п 0 ?7-Р4 _20 0.75-0.434	,
O's'-O'i р7_р8	20 0i75_0jl2	W>1 тч’
Q1, = Ql — Q6,=20 —10,1=9,9 m/ч.
Циркулирующую нагрузку во второй стадии, учитывая тонкое измельчение
и самотечное сопряжение мельницы с классификатором, принимаем с1Т = 500%.
Тогда:
C8» = Q8,cii = 10,1-5 = 50,5 т/ч;
(?8 = Qq = Q8, +<?8»= 10,1 + 50,5=60,6 т/ч;
Qe = <2i + Q,= 20 + 60,6 = 80,6 т/ч.
Пример 5. Определить при значениях Qv р7, Р7 и к, приведенных
в примере 4, значение т из условия ра = 55%.
По формуле (49)
р7-р4	0,75-0,55
к (р4 - р7)	0,82 (0,55 - 0,05)	’
Таким образом, для получения слива классификатора первой стадии измель-
чения с содержанием 55% класса —0,074 мм при содержании этого класса
в конечном продукте измельчения 75% необходимо, чтобы объем мельниц первой
стадии был в два раза больше объема мельниц второй стадии измельчения.
Пример 6. Рассчитать схему Б-П1-1 (см. рис. 25). Исходные данные
для расчета: Qx = 20 m/ч; рг = 5%; Ра = Р1о = ₽ia = 65%; т = 1; к =
= 0,82.
1)	Определяем значения Qe и Qi. Предварительно по табл. 22 находим
значение рв при содержании в сливе классификатора 65% класса —0,074 мм.
Принимаем рв = 8%, тогда по формуле (50)
кт р1а-рг 0,82-1	0,65-0,05 _
Q*-Q1l+A:m р12 —Ре 1 + 0,82- 1	0,65-0,08	’	''
106
Выбор и расчет технологических схем
По приближенной формуле (51):
~^TF^T=20TTO2L7=9-0
Q1=Q1—Ce = 20—9,4=10,6 т/ч.
2)	Определяем значения Q3, Q6, Q7 и п. Имея в виду, что в первой стадии
измельчения установлена стержневая мельница, работающая, как правило,
при меньшей циркулирующей нагрузке по сравнению с шаровой мельницей,
и учитывая крупность измельчения, принимаем циркулирующую нагрузку
для первой стадии измельчения с* = 150%, а для второй стадии Сц = 300%.
Тогда по формулам (52):
Q6 = Cici = 10,6 • 1,5 = 15,9 т/ч\
Qi=Qb~Се = 15,9—9,4= 6,5 т/ч-
„	6’5 П7
n = W=9j = °’7-
Вес продукта 7 составляет 70% от продукта 6, или 6,5 : 15,9 = 0,41 =
= 41% от общего веса песков.
Таким образом, для получения в первой стадии измельчения циркулиру-
ющей нагрузки, равной 150%, необходимо 41% песков возвращать в мельницу
первой стадии, а 59% направлять в мольницу второй стадии измельчения.
Определяем приближенное значение п по формуле (53):
cj-fcm 1,5-0,82.1 поо
П~	0,82-1	=°'83;
Qi п 0,83 п
Qb	п + 1	0,83 + 1 0,45 45/6
(вместо 41% по более точному расчету).
3)	Определяем значения Сц, Qa и
Ci 1 = Cgci I = 9,4 • 3 = 28,2 ш/ч;
Ов-—С® —Ce+Cii— 9,4+28,2— 37,6 т/ч.
§ 6.	Схемы флотации
Схемы флотации отличаются по числам стадий и циклов обога-
щения, по числу перечисток концентрата и контрольных флотаций
хвостов в отдельных циклах, по точкам, в которые возвращаются
промпродукты в цикл флотации г. Числа стадий и циклов обогаще-
ния являются наиболее важными отличительными признаками,
определяющими принципиальную схему флотации. Последние два
1 Перечистки — операции флотации концентратной ветви схемы, произво-
димые с целью повышения качества концентрата; контрольные флотации —
операции флотации хвостовой ветви схемы, производимые с целью понижения
содержания полезного минерала в хвостах.
Схемы флотации
107
признака определяют детали построения схемы флотации внутри
отдельных стадий и циклов обогащения.
Принципиальной схемой флотации называется та-
кое изображение схемы, на котором указаны только стадии и циклы
обогащения и получаемые исходные и конечные продукты каждой
стадии и цикла. В зависимости от числа стадий схемы флотации
подразделяются на одно-, двух- и многостадиальные.
Каждая стадия обогащения может включать один или несколько
циклов. Например, при одностадиальной схеме флотации монометал-
лических руд может быть один, два или несколько циклов. В первом
случае схема имеет только две ветви — ветвь перечисток концен-
трата и ветвь контрольных флотаций хвостов. Два цикла появляются
в тех случаях, когда руда перед флотацией разделяется на два
продукта — пески и шламы с последующим раздельным их обога-
щением или когда промпродукты обогащаются в отдельном, само-
стоятельном цикле.
Принципиальные схемы флотации монометаллических руд
Большинство применяемых на практике принципиальных схем
флотации монометаллических руд может быть сведено к следующим
вариантам
1.	Одностадиальны, е схемы (рис. 29):
а — одноцикловая;
б — двухцикловая с раздельным обогащением песков и шламов.
2.	Двухстадиальные схемы (рис. 30):
а — двухцикловая с выделением в первой стадии обогащения
отвальных хвостов и бедного концентрата, направляемого во вто-
рую стадию;
б — двухцикловая с выделением в первой стадии обогащения
кондиционного концентрата и богатых хвостов, направляемых
во вторую стадию;
в — двухцикловая с выделением в первой стадии обогащения
кондициоппого концентрата, отвальных хвостов и промпродукта,
направляемого во вторую стадию;
г — одноцикловая с доизмсльчением промпродукта в отдельном
приеме и возвращением его в цикл рудной флотации;
д — трехцикловая с выделением в первой стадии обогащения
бедного чернового концентрата, промпродукта и основной массы
отвальных хвостов. Концентрат и промпродукт поступают в измель-
чение и далее во вторую стадию обогащения, причем их измельчение
и флотация производятся в отдельных циклах;
е — трехцикловая с выделением в первой стадии обогащения
части готового концентрата, части отвальных хвостов и
Прямоугольниками на схемах изображены циклы операций.
108
Выбор и расчет технологических схем
промпродукта, направляемого в доизмельчение и во вторую стадию
обогащения.
3.	Трехстадиальные схемы (рис. 31):
а — трехцикловая с выделением в первой стадии обогащения
части готового концентрата и богатых хвостов, направляемых в из-
мельчение и вторую стадию. Во второй стадии обогащения выде-
ляется вторая часть концентрата, основная масса хвостов и пром-
продукт, направляемый в измельчение и третью стадию обогащения;
б — трехцикловая с последовательным доизмельчением хвостов.
Понятия стадия и цикл обогащения нуждаются в некотором уточнении.
На практике нередко встречаются схемы, когда промпродукт доизмельчается
не в отдельном самостоятельном цикле, а возвращается в цикл измельчения
г_ | j,
। | Измельчение |	| Измельчение |
v	| Шламы i Пески
। I Флотация |	| Флотацйя\ | Флотация~\
* ^Промпродукт | I
Концентрат Квесты Концентрат Хвосты Концен- Хвосты
Рис. 29. Варианты принципиальных одностади-
альных схем флотации
руды (см. рис. 29, схема а). Такая схема должна быть отнесена к одностадиаль-
ой, так как здесь нет возможности установить специальный, самостоятельный
режим для измельчения промпродукта. Оборотный промпродукт всегда имеет
меньшую крупность, чем питание флотации. Поэтому возвращением промпро-
дукта в цикл измельчения руды не достигается заметного уменьшения его круп-
ности, так как он сразу же уходит в слив классификатора.
В схемах флотации, изображенных на рис. 32, схема а является односта-
диальной двухцикловой, так как в ней промпродукты обогащаются в отдельном
цикле. Это дает возможность организовать для них самостоятельный режим
флотации в отношении плотности пульпы, рецептуры реагентов, продолжитель-
ности флотации и других условий.
В схеме б операции обогащения промпродукта совмещены с операциями
обогащения руды. По числу и последовательности операций флотации, которым
подвергается промпродукт, схема б ничем не отличается от схемы а, так как
в обоих случаях схема обогащения промпродукта включает основную флотацию,
перечистку концентрата и очистку хвостов. Однако в схеме б не может быть
организован самостоятельный режим флотации для промпродукта, поэтому
эта схема является одноцикловой.
Схемы виг являются двухстадиальными, так как в обеих схемах промпро-
дукт измельчается в отдельной стадии. Совмещение в схеме г операций флотации
доизмельченного промпродукта с операциями флотации руды привело к уничто-
жению лишь цикла, но не стадии флотации.
Число возможных вариантов принципиальных трехстадиальных
схем флотации значительно больше числа вариантов двухстадиальных
Схемы флотации
109
110
Выбор и расчет технологических схем
схем. Трехстадиальные схемы за последние годы стали широко
применяться для руд с неравномерной или сложной вкрапленностью.
Схемы флотации с числом стадий более трех применяются редко.
а
6
| Измельчение |
♦
| Флотация / стадии\
| богатые хвосты
Концентрат! _______t______
| Измельчение |
|	Флотация 2 стадии | ।
„ I Промпровукт f	I
._____£______. Хвостьк
трату \рзмельчение |	I
| Флотация 3 стадйй\	|
I Измельчение I
♦
| Флотация 1 стадйй\
| богатые хвосты
Концентрат! t_____________
| Измельчение |
--------
| Флотация 2 стадшГ\
богатые хвосты
Кон цен _______1_____
тратД \Измельчение |
| ФлотсщияЗстадшГ\
КонцентратШ Хвосты
/вост/
КонцентратШ
Рис. 31. Варианты принципиальных трехстадиалышх схем флотации
а
Основная флотация
Перечистка Контрольная флотация
Концентрат ОсновнаК~срлотация
|--------------------------1 ХВосты
Концентрат 1--------------------------<
g	ХВостьп
Основная ^флотация
Концентрат
ХВосты
Основная флотация
Перечистка Контрольная флотация
| \Измельчение\	1
Концен ОсноВная'флотация	|
тРап> |	| Хвосты
Перечистка Контрольная флотация
Концентрат ?	Хвосты'~
Основная флотация
Перечистка Контрольная флотация
Кмцен \Дошмельчёнйё\
трат *------------------------------
Рис. 32. Варианты схем флотации:
а — одностадиальная двухцикловая; б — одностадиальная одноцикловая; в — двух-
стадиальная двухцикловая; г — двухстадиальная одноцикловая
Выбор принципиальной схемы флотации монометаллических руд
Выбор принципиальной схемы флотации монометаллических руд
зависит в основном от характеристики вкрапленности в руде полез-
Схемы флотации
111
ного минерала и способности полезного минерала и пустой породы
к ошламованию при измельчении.
Общее правило: чем более неравномерна по крупности выделений
вкрапленность полезного минерала и чем он больше шламуется при
измельчении, тем больше оснований для применения стадиального
обогащения.
При проектировании схемы обогащения должен соблюдаться
принцип: извлекать полезный минерал в окончательный концентрат
и удалять пустую породу в хвосты по возможности в крупном виде
(«не дробить ничего лишнего»).
Стадиальное обогащение преследует цель не допустить излиш-
него переизмельчения полезных минералов и пустой породы. Осо-
бенно важно избежать тонкого измельчения большого количества
пустой породы, что достигается выводом из процесса основной
массы хвостов, по возможности в крупном виде. Если при грубом
измельчении руды часть полезного минерала остается в сростках,
то эти сростки должны быть выделены в промпродукт, доизмельчение
которого стоит дешевле, чем измельчение всей массы руды.
Число стадий обогащения зависит от характера вкрапленности
в руде полезного минерала и его способности к ошламованию при
операциях измельчения. Эта зависимость устанавливается при рас-
смотрении ряда примеров, встречаемых в практике обогащения.
1.	Крупная вкрапленность, полезные мине-
ралы не склонны к ошламованию. Кондиционные
концентраты и отвальные хвосты могут быть получены при флота-
ции грубоизмельченной руды. Так как полезные минералы не
склоппы к ошламованию, то при грубом измельчении вредное влия-
ние ошламования проявится слабо и не вызовет ухудшения техноло-
гических показателей при обогащении руды по одностадиальной
схеме. Поэтому руды такого типа должны обогащаться по схеме а
на рис. 29 *.
2.	Крупная вкрапленность, полезные мине-
ралы легко пере измельчаются. Лучшие результаты
обогащения будут получены при двухстадиальной схеме флотации
(см. рис. 30, схема б) с выделением в первой стадии части конди-
ционного концентрата, который тем самым предохраняется от излиш-
него ошламования. Хвосты первой стадии, содержащие крупные
зерна полезного минерала, должны доизмельчаться и направляться
во вторую стадию обогащения.
3.	Агрегатная вкрапленность. В практике обо-
гащения часто встречаются руды, в которых полезный минерал за-
ключен в сравнительно крупные агрегаты, представляющие, в свою
* Если крупность вкраплений и разница в плотности полезного минерала
п пустой породы позволяют выделить из руды 30—60 % отвальных хвостов путем
обогащения ее в тяжелых суспензиях или отсадкой, то наиболее экономичной
для такой руды будет комбинированная гравитационно-флотационная схема
обогащения.
112
Выбор и расчет технологических схем
очередь, тонкие сростки полезного минерала с другими минералами.
Подобный тип вкрапленности имеют молибденитовые и графитовые
руды, а также значительная часть полисульфидных руд.
Для получения чистых концентратов такие руды требуют тонкого
измельчения, однако бедные хвосты могут быть получены и при
грубом помоле, достаточном для освобождения из сростков крупных
агрегатов. Поэтому следует после грубого измельчения руды выде-
лить основную массу отвальных хвостов и бедный концентрат,
который направить в отдельный цикл измельчения и далее во вто-
рую стадию обогащения (см. рис. 30, схема а).
В некоторых случаях более высокие технологические показатели
достигаются при обогащении руд с агрегатной вкрапленностью
по двухстадиальной трехцикловой схеме (см. рис. 30, схема д),
предусматривающей измельчение и флотацию бедного концентрата
и промпродукта в отдельных циклах. Это дает возможность более
точного подбора условий обогащения, чем и вызывается улучшение
технологических показателей.
4.	Неравномерная вкрапленность. Наиболее
часто встречаются руды, обладающие неравномерной по крупности
вкрапленностью полезных минералов. Уже при сравнительно грубом
измельчении такой руды часть полезного минерала, находящаяся
в более крупных выделениях, освобождается из сростков, что дает
возможность извлечь ее в богатый концентрат. Для получения же
отвальных хвостов требуется более тонкое измельчение руды.
Руды с подобным типом вкрапленности следует обогащать по
двухстадиальной схеме с выделением в первой стадии обогащения
части кондиционного концентрата и богатых хвостов, направляемых
в доизмельчение и вторую стадию (см. рис. 30, схема б).
Применение стадиального обогащения особенно необходимо в тех
случаях, когда неравномерно вкрапленный полезный минерал под-
вержен сильному ошламованию. Для таких руд может быть принята
трехстадиальная схема обогащения с последовательным доизмель-
чением хвостов (см. рис. 31, схема б).
Если при неравномерной вкрапленности часть полезного мине-
рала представлена чрезвычайно мелкими выделениями, то для раз-
рушения всех сростков хвосты первой стадии пришлось бы подвер-
гнуть очень тонкому измельчению, что невыгодно. Поэтому с целью
экономии на измельчении хвосты первой стадии допзмельчаются
лишь до такой крупности, чтобы получить достаточно богатые
сростки для возможности извлечения их в промпродукт. Тогда во вто-
рой стадии обогащения получают три продукта: кондиционный кон-
центрат, в который извлекают свободные зерна полезного минерала;
промпродукт, куда извлекаются сростки; отвальные хвосты. Пром-
продукт направляется в доизмельчение и в третью стадию обогаще-
ния (см. рис. 31, схема а).
Таким образом, при флотации руд с неравномерной вкраплен-
ностью полезного минерала следует применять двухстадиальные
Схемы флотац ии
113
или трехстадиальные схемы обогащения, причем если полезный
минерал при этом сильно шламуется, то наиболее экономичными
будут трехстадиальные схемы.
Стадиальные схемы обогащения с выделением в первой стадии
части готового концентрата в последние годы стали получать широ-
кое распространение. Примером могут служить Норильская, Бал-
хашская, Миргилимсайская и другие обогатительные фабрики, ранее
применявшие одностадиальные схемы обогащения.
5.	Мелкая равномерная вкрапленность. Этот
тип вкрапленности встречается в некоторых порфировых рудах.
Если бы при измельчении руды поверхности разлома проходили
только по контактам сросшихся минералов, тогда при равномерной
вкрапленности освобождение из сростков всех зерен полезного
минерала происходило бы одновременно после достижения некото-
рой определенной степени измельчения. В этом случае одностадиаль-
ная схема обогащения такой руды была бы наиболее рациональной.
В действительности вкрапленность минералов в руде никогда не
бывает вполне равномерной, а поверхности излома зерен в процессах
дробления и измельчения проходят не только по контактам срос-
шихся минералов. Поэтому даже при измельчении руд, обладающих
сравнительно равномерной вкрапленностью, освобождение полез-
ного минерала из сростков происходит постепенно, по мере повыше-
ния степени измельчения.
Так как процесс раскрытия зерен всегда происходит в некотором
диапазоне крупности измельчения, то в пределах этого диапазона
в пульпе содержатся как свободные зерна полезного минерала,
так и сростки. В целях экономии на измельчении и ограничения
вредного влияния ошламования руду с мелкой равномерной вкра-
пленностью следует измельчать до крупности, обеспечивающей
освобождение из сростков только части полезного минерала. Другая
же его часть может остаться в сростках, если они достаточно богаты,
для извлечения их в промпродукт, который затем должен напра-
вляться в доизмельчение и вторую стадию обогащения. Для извле-
чения сростков применяют при флотации сильные коллекторы и вспе-
ниватели [101].
Таким образом, для обогащения руд с мелкой вкрапленностью
более выгодными будут двухстадиальные схемы (см. рис. 30,
схемы в, г).
6.	Сложная и очень неравномерная вкра-
пленность. Руды с таким характером вкрапленности содержат
разные по своей величине выделения полезного минерала и агре-
гаты, представляющие тонкие сростки полезного минерала с дру-
гими минералами. Наиболее экономичной для обогащения руд
с такой вкрапленностью будет трехстадиальная схема (см. рис. 31,
схема а).
7.	Руды, содержащие много первичных шла-
мов и растворимых солей, вредящих флота-
8	Заказ 760.
114
Выбор и расчет технологических схем
ц и и. Первичные шламы иногда обогащаются в отдельном цикле,
чем достигается улучшение показателей обогащения (см. рис. 29,
схема б).
Первичные шламы обычно выделяются после первого приема
измельчения в механическом классификаторе или гидроциклоне.
При этом пески классификатора обогащаются более твердыми и тяже-
лыми минералами. Например, при механической классификации
измельченных уральских медно-пиритных руд песковая часть всегда
обогащена пиритом, а слив — пустой породой и легкоизмельчающи-
мися вторичными сульфидами.
На Красноуральской обогатительной фабрике для обогащения
руды с высоким содержанием серицито-хлоритовых сланцев приме-
нялась схема с раздельной обработкой песков и шламов [12]. Пески
классификатора значительно обогащались пиритом и после выделе-
ния из них медного концентрата представляли кондиционный пирит-
ный концентрат.
В некоторых рудах первичные шламы обладают высокой флота-
ционной активностью. В этих случаях прибегают к предварительной
флотации шламов с небольшими добавками вспенивателя. Иногда
руды содержат первичные шламы, которые плохо флотируются
сами и так вредят флотации, что их после выделения направляют
в отвал. В качестве примера можно указать на схемы флотации же-
лезных руд и некоторых неметаллических полезных ископаемых —
алунитов, кианитов и фосфоритов.
Принципиальные схемы флотации полиметаллических руд
При обогащении полиметаллических руд в зависимости от их
состава могут получаться два, три и большее количество концентра-
тов.Ниже рассмотрены принципиальные схемы флотации полиметал-
лических руд, содержащих три полезных компонента.
Основные выводы и положения, относящиеся к этим схемам,
справедливы для биметаллических руд, а также для руд с большим
числом полезных компонентов.
Для руд с тремя полезными компонентами можно применить
четыре принципиальные схемы флотации (рис. 33):
1	— с прямой селективной флотацией;
2	, 2-а — с частичной коллективной флотацией;
3/1, 3/2, 3/2-а — с предварительной коллективной флотацией;
4	— с фракционной коллективной флотацией.
Главное различие между этими схемами заключается в числе
циклов, через которые проходит основной поток пульпы (содержа-
щий пустую породу).
В схеме 1 с прямой селективной флотацией хвосты выделяются
в третьем цикле обогащения, основной поток пульпы проходит
три цикла.
8*
116
Быбор и расчет технологических схем
В схемах 2 и 2-а с частичной коллективной флотацией основной
поток пульпы проходит два цикла обогащения.
В схемах 3/1, 3/2 и 3/2-а с предварительной коллективной фло-
тацией основной поток пульпы проходит только один цикл обога-
щения. Главной целью предварительной коллективной флотации
является удаление в хвосты пустой породы, по возможности в круп-
ном виде, в первом же цикле обогащения. Перед коллективной фло-
тацией не требуется освобождения сульфидов из сростков друг
с другом, а достаточно лишь освободить сульфидные агрегаты
из сростков с пустой породой. Так как полиметаллические руды
обладают, как правило, агрегатной вкрапленностью, то коллектив-
ную флотацию можно проводить при более грубом измельчении
руды по сравнению с селективной флотацией.
После удаления в цикле коллективной флотации основной массы
пустой породы получается коллективный концентрат, представля-
ющий богатую полиметаллическую руду, которую можно дальше
обогащать по схеме 1 или по схемам 2 и 2-а *.
Если бы пустая порода полностью удалялась в хвосты при кол-
лективной флотации, то не потребовалось бы циклов флотации,
указанных на схемах пунктиром. Практически эти циклы необхо-
димы для удаления в хвосты II небольшого количества породы,
оставшейся в коллективном концентрате. Это особенно необходимо,
когда выход концентрата III мал. В таких случаях даже небольшое
количество оставшейся в коллективном концентрате породы сильно
разубоживает концентрат III.
В схеме 4 фракционная коллективная флотация даст возможность
улучшить результаты обогащения руд, в которых флотационная
активность отдельных разностей одного и того же минерала раз-
лична. Например, в свинцово-цинковых и в свинцово-модно-цинко-
вых рудах иногда содержатся легко- и труднофлотируемые разности
цинковой обманки.
При получении из таких руд коллективного концентрата для
извлечения труднофлотируемых разностей сфалерита ппишлось бы
в коллективной флотации применять активатор — медный купорос
и загружать значительное количество коллектора. Это вызвало бы
затруднения при последующей селективной флотации коллективного
концентрата.
При схеме с фракционной коллективной флотацией зти затруд-
нения устраняются. В процессе флотации свинцово-медно-цинково-
пиритных руд в первую фракцию коллективного концентрата сле-
дует извлечь полностью свинец и медь и лишь частично — цинк
и пирит. Дальнейшая селективная флотация первой фракции облег-
чается тем, что она получена при сравнительно малой дозировке
* Номер схемы, по которой обогащается коллективный концентрат, в схемах
с предварительной коллективной флотацией указан в знаменателе, например в
схеме 3/1 коллективный концентрат обогащается по схеме 1.
Схемы флотации
117
коллектора и содержит неактивированный сфалерит. Вторая фракция
коллективного концентрата, не содержащая галенита и сульфидов
меди, присоединяется к цинково-пиритным хвостам селективной
флотации цервой фракции.
Схемы с предварительной коллективной флотацией имеют эконо-
мические преимущества по сравнению со схемами с прямой и с час-
тичной коллективной флотацией. Эти преимущества заключаются
в следующем:
1.	Обычно при схемах с предварительной коллективной флота-
цией руда измельчается до крупности 45—55% —0,074 льи, и тон-
кому измельчению подвергается только коллективный концентрат,
выход которого невелик, особенно в случае бедных руд. Тогда,
как при схемах с прямой селективной флотацией, необходимо измель-
чение руды до 60—80% —0,074 мм. Вследствие этого достигается
экономия на измельчении.
2.	Расход депрессоров и активаторов меньше.
3.	Количество потребных флотационных машин меньше.
Величина экономии, получаемой при сх£ме с предварительной
коллективной флотацией, зависит от характера вкрапленности
и содержания полезных минералов в руде. При крупной вкраплен-
ности экономии на измельчении не будет, так как в этом случае
необходимая степень измельчения руды определяется только разме-
ром зерен, которые могут подниматься в пену, и при любой схеме
будет одинаковой. Для руд с агрегатной вкрапленностью экономия
на измельчении может быть очень значительной (до 30%).
Технико-экономические показатели обогащения по схемам с кол-
лективной и с селективной флотацией приведены в табл. 24.
Таблица 24
Технико-экономические показатели обогащения по схемам с предварительной
коллективной и с прямой селективной флотацией для полиметаллических
руд Лениногорского месторождения
Показатели	Схема с прямой селективной флотацией	Схема с предва- рительной коллективной флотацией
Содержание класса —0,074 мм в измельчен- ной руде, %		60—70	45—55
Относительная производительность мель- ниц, %		 Относительный объем флотационных машин, % 		100,0	125-130
	100,0	80,0
Относительная стоимость обогащения 1 т руды, % 		100,0	77,0
Относительный расход энергии на 1 т ру- ды, % 		100,0	80,0
118
Выбор и расчет технологических схем
При богатых рудах выход коллективного концентрата, напра-
вляемого в тонкое измельчение и селективную флотацию, будет
значительным. Поэтому для богатых и крупновкрапленных руд
схема с предварительной коллективной флотацией дает меньшую
относительную экономию, чем для бедных руд с агрегатной вкра-
пленностью.
Схемы с частичной коллективной флотацией обладают значительно
меньшими экономическими преимуществами по сравнению с полной
коллективной флотацией.
Это объясняется двумя причинами: при схемах с частичной кол-
лективной флотацией вся масса руды подвергается тонкому измель-
чению для освобождения сульфидов из сростков друг с другом;
основная масса руды проходит через два цикла флотации, тогда
как в схемах с полной коллективной флотацией — только через
один цикл.
Выбор принципиальной схемы флотации для отдельных типов
полиметаллических руд
В зависимости от минералогического состава и содержания
металлов полиметаллические руды подразделяются на четыре
группы.
Первая группа — сплошные сульфидные руды с высоким
содержанием цветных металлов. Эти руды состоят в основном из
сульфидов свинца, меди, цинка и железа. Общее содержание суль-
фидов 75—90%, содержание цветных металлов 6—15%.
Для обогащения руд этой группы обычно применяется прямая
селективная флотация. В тех случаях, когда хвосты флотации
достаточно богаты серой и могут быть использованы в качестве
сырья для сернокислотной промышленности, схемы с прямой селек-
тивной флотацией наиболее рациональны.
Если содержание пустой породы в руде больше 15—20%, то
хвосты селективной флотации будут иметь содержание серы ниже
кондиционного. Тогда при равных технологических показателях
предпочтение следует отдать схеме с предварительной коллективной
флотацией.
Вторая группа — сплошные сульфидные руды с низким
содержанием цветных металлов и высоким содержанием серы.
К этой группе относятся руды большинства месторождений медисто-
цинковистых пиритов. Содержание меди в медисто-цинковистых
пиритах составляет 1,0—2,0% и цинка 1,0—2,5%.
Для обогащения руд этой группы наиболее перспективной
является схема с предварительной коллективной флотацией суль-
фидов меди и ципка и получением богатых ипритных хвостов.
При понижением содержании серы в руде хвосты коллективной
флотации будут некондиционными по содержанию серы. В этом
Схемы флотации
119
случае наиболее выгодной является схема с предварительной
коллективной флотацией всех сульфидов [106].
Третья группа — вкрапленные полиметаллические руды
с высоким содержанием цветных металлов. К этой группе относится
значительное число руд эксплуатируемых свинцово-цинковых и медно-
цинковых месторождений. Суммарное содержание меди, свинца
и цинка в рудах этого типа достигает 8—15%.
При крупной вкрапленности полезных минералов руды обога-
щаются по схеме с прямой селективной флотацией. При агрегатной
вкрапленности более экономичной будет схема с предварительной
коллективной флотацией.
Четвертая группа — вкрапленные руды с низким со-
держанием цветных металлов. Суммарное содержание цветных метал-
лов в рудах, как правило, не превышает 3—4%, а в некоторых
случаях 2%. Содержание пирита иногда достигает 30—40%. Для
обогащения руд этой группы ио экономическим условиям следует
применять схемы с предварительной коллективной флотацией.
Построение схемы флотации в отдельных стадиях
и циклах обогащения
После выбора принципиальной схемы флотации необходимо,
дополнительно решить вопрос о числе и последовательности опера-
ций в каждом цикле обогащения и выбрать точки возврата пром-
продуктов в цикл.
Число и последовательность операций
в отдельных циклах обогащения. Разнообразие
применяемых на практике схем флотации так велико, что нет воз-
можности рассматривать отдельные конкретные случаи. Нашей
целью будет лишь установление основных направлений в развитии
флотационных схем и выявление причин, обусловливающих такое
развитие.
Простейшим примером цикла обогащения является одна опера-
ция флотации. Однако такая простая схема может применяться
лишь в тех случаях, когда в цикле получается только один конечный
продукт, например когда в первой стадии флотации получается
часть готового концентрата и богатые хвосты, поступающие в измель-
чение и во вторую стадию обогащения.
Если в цикле обогащения необходимо получить два конечных
продукта — кондиционный концентрат и отвальные хвосты, то
применяются более сложные схемы флотации.
В дальнейшем вопросы построения схем флотации внутри от-
дельных циклов рассматриваются на примере одностадиальных
одноцикловых схем. Выводами, установленными при рассмот-
рении одноцикловых схем, можно руководствоваться и при по-
строении схем флотации внутри отдельных циклов для сложных
схем.
120
Выбор и расчет технологических схем
I
СлиВ классификатора
Развитие схемы может происходить как в направлении увеличе-
ния числа контрольных флотаций хвостов, так и в направлении
увеличения числа перечисток концентрата или же в обоих указанных
направлениях одновременно.
Направление развития схемы флотации зависит главным обра-
зом от трех условий — содержания полезного минерала в руде,
кондиций, предъявляемых к
концентрату, флотационных
свойств полезного минерала
и вмещающей породы.
Ниже рассмотрены типичные
случаи, иллюстрирующие эту
зависимость.
1. Высокое содер-
жание полезного ми-
нерала в руде, пон и-
Основная флотация
Концентрат Хвосты
Контрольная флотация
Рис. 34. Схема флотации с одной конт-
рольной флотацией хвостов
женные кондиции на
концентрат, пустая
порода нефлотоак-
тивна. Может применяться схема флотации (рис. 34) без пере-
чисток концентрата, но с
пли двумя) для повышения
контрольной флотацией хвостов (одном
извлечения в концентрат
полезного минерала. Та-
кая схема часто встре-
чается на углеобогатитель-
ных фабриках, а также на
некоторых фабриках, пере-
рабатывающих богатые
руды цветных металлов.
2. Полезный ми-
нерал обладает
пониженной фло-
тируемостью, кон-
диции на концен-
трат низкие. Сфло-
тированные минералы не-
желательно подвергать
[ Измельчение |
Флотация Ьй стадии
I-----------------ХВосты
Концентрат! | Измельчение |
Флотация ди стадии
''^ХВосты
Контрольная флотация
ьонцентратД п |	'х. I
Перечистка Контрольная флотация
ХВосты\_^Концентрат'
Промпродукт
КонцентратШ
Хвосты
Рис. 35. Пример схемы флотации, получившей
развитие в направлении увеличения числа
контрольных флотаций
перечисткам и следует
быстрее выводить из процесса. Схема получает развитие в направ-
лении увеличения числа контрольных флотаций. В качестве при-
мера можно привести схему флотации медно-пиритной руды на
Среднеуральской обогатительной фабрике (рис. 35). Медные суль-
фиды (ковеллин, халькопирит) этой руды сильно шламуются
и быстро окисляются. Лишь небольшая часть концентрата подвер-
гается перечистке. Схема получила развитие в направлении увели-
чения числа контрольных флотаций, как указано стрелкой.
Схемы флотации
121
z 3. Низкое содержание полезного минерала
в руде, высокие кондиции на концентрат,
хорошая флотируемость полезного мине-
рала. Схема флотации получает развитие в направлении увеличе-
ния числа перечисток концентрата. Примеры использования схем
с многократными перечистками концентрата дает практика обога-
щения молибденовых и графитовых руд. Низкое содержание молиб-
дена в рудах и высокие конди-
ции на концентрат приводят
к необходимости введения в схе-
му 5—8 перечисток концент-
рата. Хорошая флотируемость
молибденита позволяет подвер-
гать его большому числу опе-
раций флотации без опасения
потерь в хвостах. При обогаще-
нии бедных графитовых руд,
например на Завальевской гра-
фитовой фабрике, применяется
схема флотации с девятью пере-
ОсноВная флотация
^(онцентрат ^ХВосты
Перечистка Контрольная флотация
Хвосты\\ Концентрат
Пронпродукт
Концентрат
ХВосты
Рис. 36. Схема флотации с одной пере-
чисткой концентрата и одной контроль-
ной флотацией
чистками концентрата.
Указанные в приведенных примерах сочетания условий флота-
ции не исчерпывают всех встречающихся в практике случаев. По-
этому часто па обогатительных фабриках применяются схемы фло-
ОсноВная флотация
". 4 I
f перечистка Контрольная флотация
трая^ ХВость\[Коицентрат
2 перечистка _______________________
|	\ХВоапы ПромпроВукт
Концентрат	Хвосты
тации, занимающие проме-
жуточное положение между
рассмотренными типами схем.
Схема флотации с одной
перечисткой концентрата
(рис. 36) применяется в тех
случаях, когда не требуется
высокой степени концентра-
ции полезного компонента:
при бедной руде и низких
Рис. 37. Схема флотации с двумя перечист-
ками концентрата и одной контрольной
флотацией
кондициях на концентрат,
при средних по богатству
рудах и средних кондициях,
прп богатых рудах и высоких
кондицияхТакая схема часто встречается в основном цикле
флотации медных и в циклах коллективной флотации полиметал-
лических руд.
Схема с двумя и тремя перечистками концентрата и одной кон-
трольной флотацией (рис. 37) применяется при необходимости полу-
чения более высокой степени концентрации полезного минерала
1 Степень концентрации — отношение содержания полезного компонента
в концентрате к содержанию его в исходном продукте.
122
Выбор и расчет технологических схем
или когда пустая порода обладает повышенной флотационной актив-
ностью. Она часто применяется в циклах свинцовой и цинковой
флотации при обогащении полиметаллических руд.
Точки возврата промпродуктов в цикл
обогащения. В зависимости от точек возврата промпродуктов
получаются различные подварианты схем флотации при одном
и том же числе и одинаковой последовательности операций фло-
тации.
На схеме флотации с тремя перечистками концентрата и одной
контрольной флотацией, изображенной на рис. 38, все операции
।	।	Основная флотация(I) ।
।	। Х^Сонцентрат ~3\Хвосты
[	! перечистка Ш) Контрольная флотация(V)
	б\Концентрат	10	7/1
___________№ Концентрат
2 перечистка (Ш)	{_________________________
б^онцентрат 7\Хвосты Промпродукт
3 перечистка (Щ	Хвосты
Хвосты
Концентрат
Рис. 38. Возможные точки возврата промпродуктов
в цикле флотации
пронумерованы римскими, а продукты — арабскими цифрами. Воз-
можные направления промпродуктов указаны пунктиром, обяза-
тельные направления — сплошными линиями. Хвосты каждой опе-
рации перечистки концентрата могут быть направлены в любую
из предшествующих операций, например продукт 9 можно направить
в операции III, II, I, V. Концентрат контрольной флотации можно
возвратить только в основную флотацию. Если концентраты кон-
трольной и основной флотаций объединить и направить в первую
перечистку, то вместо двух операций получится одна — со временем
флотации, равным суммарному времени для основной и контрольной
флотаций. Таким образом, объединение концентратов основной
и контрольной флотаций равносильно ликвидации контрольной
флотации, с одновременным увеличением продолжительности основ-
ной флотации.
Выбор точек возврата промпродуктов зависит главным образом
от качества концентрата, который требуется получить, флотацион-
ных свойств минерала, наличия и количества в промпродукте срост-
ков, его выхода и разжижения.
Схемы флотации, изображенные на рис. 39, отличаются одна от
другой только точками возврата промпродуктов в цикл обогаще-
Схемы флотации
123
ния. В схеме а промпродукт из каждой последующей операции воз-
вращается в предыдущую, а в схеме б все промпродукты перечисток
объединяются и направляются в основную флотацию. По первой
схеме будет достигнуто более высокое извлечение полезного мине-
рала, но при худшем качестве концентрата, чем по второй схеме.
Это объясняется тем, что по второй схеме (б) каждая частица мине-
рала, заключенная в любом промпродукте, прежде чем попасть
в концентрат, должна сфлотироваться не менее четырех раз, а по
первой схеме (а) четырехкратной флотации подвергаются лишь те
частицы минерала, которые заключены в бедных промпродуктах
а
6
Основная флотация
----^Концентрат Хвосты
/перечистка контрольная флотация
—втценцтхбо^] Концентрат
2 перечистка ~тьГ^____
Концентрат ^Хвосты Промпродукт
3 перечистка
—^Хвосты
Хвосты
Основная орлотация
^Концентрат	| Хвосты
/перечистка Контрольная флотация
^Концентрат
2 перечистка
^Концентрат |
3 перечистка
Концентрат
Хвостьн
Концентрат ч
‘ Промпродукт
t
Концентрат
Концентрат
Рис. 39. Схемы флотации с тремя перечистками концентрата и одной конт-
рольной флотацией:
а — промпродукты воввращаются ив последующей операции в предыдущую; б — промпро-
дукты объединяются и воввращаются в основную флотацией
(в хвостах I перечистки концентрата и в концентрате контрольной
флотации). Частицы же, заключенные в более богатых промпродук-
тах, перефлотируются меньшее число раз.
Очевидно, что при большом числе перефлотаций качество кон-
центрата будет выше, а извлечение полезного минерала ниже. По-
этому, при прочих равных условиях, чем меиыпее количество опера-
ций отделяет точку возврата промпродукта от точки получения
конечного концентрата, тем выше будет извлечение, но тем хуже
качество концентрата.
При высоких кондициях на концентрат и хорошей флотируемости
полезного минерала, а также в случае необходимости повысить
качество концентрата за счет некоторого снижения извлечения пром-
продукты нескольких операций перечистки концентрата можно
объединить и направить в основную флотацию. Например, объеди-
нение промпродуктов от двух-трех операций и возврат их в преды-
дущую операцию часто встречаются в схемах флотации графитовых,
серпых и молибденитовых руд.
При пониженных кондициях на концентрат, недостаточно высо-
кой флотационной активности полезных минералов, а также при
124
Выбор и расчет технологических схем
необходимости повысить извлечение за счет некоторого снижения
качества концентрата следует применять схему с возвратом пром-
продуктов из каждой последующей операции в предыдущую (см.
рис. 39, а). На практике такой способ возврата встречается наиболее
часто, так как он не только обеспечивает более высокое извлечение
полезного минерала, но и облегчает компоновку флотационных
машин. Вообще желательно выбирать такие точки возврата, чтобы
смешиваемые струи имели примерно одинаковое содержание полез-
ного минерала. Последнее, однако, еще не вполне определяет поведе-
ние продуктов в процессе флотации, поэтому руководствоваться
при выборе точек возврата промпродуктов только содержанием
в них полезного минерала нельзя.
Промпродукты иногда сильно обводнены, кроме того, они часто
содержат значительное количество реагентов и шламов, в них кон-
центрируются труднофлотируемые разности и частично окисленные
зерна полезного минерала, а при обогащении тонко вкрапленных
руд — сростки. Возврат таких продуктов в основную флотацию
может нарушить технологический процесс и понизить извлечение
полезного минерала. В этом случае промпродукты флотируются
в отдельном цикле. Если промпродукт содержит много сростков,
то его предварительно доизмсльчают, а если он обводняет процесс,
то сгущают или направляют в классификатор цикла измельчения.
В последнем случае уменьшается расход свежей воды.
§ 7. Расчет количественных схем флотации
Метод расчета количественных схем флотации может приме-
няться также для расчетов схем любых процессов обогащения.
Различия в расчетах схем обогащения для разных процессов могут
состоять лишь в выборе исходных показателей, на основании кото-
рых производят расчеты.
При расчете количественных схем обогащения определяют для
всех продуктов схемы численные значения основных технологиче-
ских показателей: Q, у, 0, е. В некоторых случаях дополнительно
определяют значения Е, т. е. частные извлечения.
Расчет схемы обогащения удобнее производить сначала в отно-
сительных показателях (у, р, е), а затем вычислять абсолютные
показатели по формулам: Qn = Рп — Pi^n-
Относительные технологические показатели, численные значе-
ния которых подлежат определению, называются искомыми показа-
телями. Численные значения некоторых искомых показателей
устанавливаются (назначаются) путем анализа результатов исследо-
вательских работ по изучению обогащаемого сырья и практических
показателей обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогич-
ное сырье. Эта часть показателей называется далее исходными пока-
зателями.
Расчет количественных схем флотации
125
Численные значения остальных искомых показателей определяют
путем расчета схемы. Эти показатели называются далее рассчиты-
ваемыми показателями.
Общий метод расчета количественной схемы состоит в следу-
ющем:
1.	Определяется необходимое и достаточное для расчета схемы
в относительных показателях число исходных показателей N.
2.	Производится выбор сочетания исходных показателей, т. е.
числа показателей извлечения, содержания и выходов.
3.	Устанавливаются численные значения исходных показателей.
4.	Производится расчет схемы в относительных показателях
по уравнениям, связывающим эти показатели.
5.	Определяются по относительным показателям абсолютные
показатели для всех продуктов схемы.
6.	Результаты расчетов оформляются в виде таблиц и графиков.
Обозначим общее число искомых относительных показателей
для всей схемы через А, общее число уравнений, связывающих
эти показатели, через Б. Так как всегда А > Б, то получается
система неопределенных уравнении, для которых число неизвестных
больше числа уравнений на величину А — Б. Очевидно, что если
уменьшить на эту величину в системе уравнений число неизвестных
путем назначения для них численных значений, то система из неопре-
деленной превратится в определенную, для которой число остав-
шихся неизвестных будет равно числу уравнений. Следовательно,
необходимое и достаточное число исходных показателей для расчета
схемы будет
N-A —Б.	(54)
Для определения необходимого и достаточного для расчета схемы
числа исходных показателей нужно подсчитать общее число иско-
мых показателей и общее число связывающих их уравнений.
Операции и продукты в схемах обогаще-
ния. Всякая схема обогащения включает два рода операций —
операции разделения, в которых из одного продукта получается два
пли несколько продуктов, и операции смешения, в которых из двух
или нескольких продуктов получается один продукт. Общее число
операций в схеме
а-вр + ос,	(55)
где а, яр и Яс — соответственно общее число операций в гхеуд,
число операций разделения и число операций
смешения.
Например, во флотационной схеме (рис. 40, я) содержится всего
7 операций, из них 4 операции разделения (утолщенные горизон-
тальные линии) и 3 операции смешения (точки). В схеме концентра-
ции на столах (рис. 40, б) — i операции, в том числе 2 операции
разделения и 2 операции смешения.
126
Выбор и расчет технологических схем
Всякая схема обогащения содержит три рода продуктов —
исходные продукты, продукты, получаемые в результате операций
разделения, и продукты, получаемые в результате операций смеше-
ния. Для любой схемы справедливо равенство
Л Ии Ир -{- Лс,
(56)
где п, пИ, пр и па — соответственно общее число продуктов, число
исходных продуктов (в дальнейшем считается
пи = 1). число продуктов разделения, число про-
дуктов смешения.
Например, в схеме рис. 40, а: п = 12, па = 1, пр = 8, пс = 3;
в схеме рис. 40, б: п — 9, пи — 1, nv = 6, па — 2.
Концентрату '	.
V • -^Нпнцрн- --— I
Концентрат
\Ю /г
2'
Концентрация
Концен- 3
трат
,6
Концентрат	ХВосты
Перечистка д
7 Промороду кт
,9
Концентрат ХВосты Шламы
Рис. 40. К определению понятий «операции и продукты» в схемах
обогащения:
а — схема флотационного обогащения; б — схема обогащения на концентра-
ционных столах; 1—12—продукты обогащения; I—IV—операции разделения
Так как в результате каждой операции смешения всегда полу-
чается один продукт, то число продуктов смешения в схеме всегда
равно числу операций смешения:
пс = «с-	(57)
Продукты, получаемые в результате операций разделения и опе-
раций смешения, называются далее продуктами обработки. Число
продуктов обработки при одном исходном продукте, очевидно,
будет равно п — 1.
Общее число искомых относительных по-
казателей зависит от числа продуктов в схеме и от числа ком-
понентов руды, по которым производится расчет схемы, т. е. от
числа расчетных компонентов. В дальнейшем приняты следующие
правила для определения числа расчетных компонентов с. Если
схема рассчитывается только по «твердому», т. е. при расчете схемы
в относительных показателях определяются только значения выхо-
дов, то с = 1.
Если схема рассчитывается по «твердому» и еще по какому-либо
одному дополнительному расчетному компоненту, содержащемуся,
Расчет, количественных схем флотации
127
в продуктах, то с = 2 (монометаллические руды). Вообще, если
расчет схемы ведется по «твердому» п еще по нескольким дополни-
тельным расчетным компонентам, число которых равно е, то с =
= 1 -J- е (полиметаллические руды).
При расчете схемы для каждого продукта обработки необходимо
установить численное значение у и значения е и р по каждому
дополнительному расчетному компоненту.
Число искомых относительных показателей равно: для одного
продукта обработки т = 1 -J- 2е = 1 -J- 2 (с — 1) = 2с — 1; для
всех продуктов обработки (п — 1) (2с — 1); для исходного продукта
(искомые показатели только значения р*) с = с — 1,
Для всей схемы общее число искомых относительных показателей
Д-=(п—1)(2с-1) + с—1.	(58)
Общее число уравнений, связывающих от-
носительные показатели. Относительные показатели
у, р, е связаны уравнениями: первого рода — вытекающими из
самих определений показателей; второго рода — представляющими
уравнения балансов.
Для каждого продукта обработки можно написать следующие
уравнения первого рода:
Здесь еп, еп, ..., е„, рп, рп, ..., р„ соответственно извлечения
и содержания отдельных компонентов в продукте.
Эти уравнения являются следствием определений понятий «выход»,
«содержание», «извлечение». По определению
О — РП — 9П Р”	с _ YnPn
671 л ~ С1Р1 ’ уд П~ТГ‘
Очевидно, число уравнений первого рода Ъ' для одного продукта
обработки будет равно числу дополнительных расчетных компо-
нентов:
Ъ' = е «= с—1.
Если при расчете схемы обогащения в относительных показате-
лях принимается, что выход исходного продукта равен 100% и что
извлечений^каждого расчетного компонента в исходном продукте
* Для исходного продукта у( = 1,0 и В! = 1.
128
Выбор и расчет технологических схем
также равно 100%, то уравнения первого рода превращаются для
исходного продукта в тождества:
ех = Ypfy ; ex = Yi, или 100 = 100.
Следовательно, уравнения первого рода можно при этих условиях
писать только для продуктов обработки. Общее число уравнений
первого рода Б' для всех продуктов обработки равно:
fi' = (n—l)fe' = (n—1)(с—1).	(59)
Для каждой операции можно составить по одному уравнению
баланса для каждого расчетного компонента, общее число уравне-
ний баланса или уравнений второго рода Б" для всей схемы
Б" = са.	’	(59а)
Всего уравнений первого и второго рода, связывающих относи-
тельные технологические показатели, для всех продуктов схемы
обогащения
Б = Б’Б" = (п—1)(с— 1) + ас.	(60)
После подстановки значений А и Б в формулу (54)
2V = А—Б = (и—1) (2с—1) ~j~ с—1—(п—1) (с—1)—ас\
N = c\(n—а)—1.	(61)
Подставляя значения а, п и Пс из формул (55)—(57), формулу (61) ,
можно представить в виде
7V«=c(l-f-np—ар)—1.	(62)
По формулам (61) или (62) определяется необходимое и достаточ-
ное число исходных показателей для расчета схемы обогащения
в относительных показателях. Для расчета схемы в абсолютных
показателях необходимо дополнительно знать вес одного из продук-
тов. Поэтому необходимое и достаточное число исходных показа-
телей для расчета схемы в абсолютных показателях будет на еди-
ницу больше определяемого по формулам (61) и (62), т. е.
7У'=с(н—а) = с (14 ир—ар).	(63)
В формулах (61) и (62) величина N представляет общее число
исходных показателей, относящихся к исходному продукту (мате-
риалу) схемы и к продуктам обработки.
Обычно при проектировании искомые показатели, относящиеся
к исходному продукту, известны из задания на проектирование.
Поэтому приходится определять число исходных показателей, отно-
Расчет количественных схем флотации
129
сящихся только к продуктам обработки Ап. Число Nn находится
как разность между общим числом исходных показателей и числом
исходных показателей, относящихся к исходному продукту,
АП = А-АИСХ.	(64)
Здесь ТУцсх — число исходных относительных показателей, отно-
сящихся к исходному продукту (материалу). Как было установлено,
оно равно числу дополнительных расчетных компонентов. Поэтому
Л^исх = е = с — 1. Подставляя это значение в формулу (64), полу-
чим:
Na = N—(с—1) = с(1-|-Пр—ар)—1 — (с—1);
7Vn = c(«p—Яр),	(65)
т. е. число исходных показателей, необходимое для расчета схемы
обогащения в относительных показателях, относящееся к продуктам
обработки, равно числу расчетных компонентов, помноженному
на разность между числом продуктов разделения и числом операций
разделения в схеме.
Примеры: Для схемы обогащения, изображенной на рис. 40, а, число
Nn при расчете по «твердому» и одному дополнительному расчетному компо-
ненту равно:
= с (пр—ар) = 2 (8—4) —8.
Для схемы обогащения, изображенной на рис. 40, б, при расчете по «твер-
дому» и двум дополнительным расчетным компонентам число Na равно;
= с (Пр Др) = 3 (6 — 2) = 12.
Отдельные составляющие числа Na. Если
при расчете схемы пользоваться только относительными показате-
лями, то для материала с одним полезным компонентом отдель-
ным! составляющими числа Л’п могут быть
4~Л^в,	(66)
где Ny — число численных значений выходов продуктов, принятых
в качестве исходных показателей при расчете схемы;
ТУр — число численных значений содержаний, принятых в каче-
стве исходных показателей при расчете схемы;
Ne — число численных значений извлечений, принятых в каче-
стве исходных показателей при расчете схемы.
Так как выход исходного продукта (материала) известен (равен 1,
или 100%), то число искомых выходов будет равно п — 1. Если
в схеме а операций, то число уравнений баланса, которые можно
составить для выходов, будет равно а. Поэтому, чтобы не получилось
системы несовместимых уравнений, необходимо Ny п — 1 — а.
Аналогично Ne < п — 1 — а.
9 Заказ 760.
130
Выбор и расчет технологических схем
После подстановки значений п, а и пс из формул (54)—(57)
получим 7Уу пр — аР> Ne пр — ар.
Непосредственно для показателей содержания уравнений баланса
составить нельзя. Поэтому максимальное значение числа ТУр опре-
делится из формулы (66), если в этой формуле значения TVY и 7Уе
будут равны нулю:
К Ртах ~	-^Vmin	~	0 — А’п — С (Пр— Яр);
Ар<с(ир —ар).
Таким образом, для случая, когда расчет ведется по «твердому»
и одному дополнительному компоненту (с = 2), число 7УП и его
отдельные составляющие должны удовлетворять следующим усло-
виям:
Ап — AY + Ар+Ае — 2 (Пр—ар);
ТУ¥<>р—ар;
АеОР—яР;
Ар 2 (tip ар).
(67)
(68)
(69)
(70)
Аналогично определяются условия, которым должны удовлетво-
рять число Ап и его отдельные составляющие для случая, когда
схема рассчитывается по «твердому» и нескольким дополнительным
расчетным компонентам, число которых равно е:
An = AY-J-Ap-|-Ae+Ap-|-Ae + . - . +7Ур+Ае+ •  • +Ар+^ =
= с (Пр—Яр);
AY Ир яр,
А е lip ар,
Ар <2 (пр—Яр)>
AY-f-АрАе<^2 (ир—dp).
(71)
(72)
(73)
(74)
(75)
При установившемся процессе обогащения не только для отдель-
ных операций, но и для любых замкнутых контуров на схеме должны
быть справедливы уравнения балансов.
Обозначим через: пк — суммарное число поступающих в контур
и выходящих из него продуктов обработки; Ак — число искомых
показателей для этих продуктов; Ма — число исходных показате-
лей для входящих и выходящих продуктов обработки контура;
Му, Мр, Мг — отдельные составляющие числа Ма.
Расчет количественных схем флотации
131
Тогда число искомых показателей для всех входящих и выходя-
щих продуктов обработки контура будет равно: Лк = пк (2с — 1);
число уравнений первого рода для этих продуктов равно: пк (с — 1);
число уравнений второго рода (уравнений баланса) равно с.
Чтобы не получилось несовместимых уравнений, число Мп
и отдельные его составляющие должны удовлетворять следующим
условиям:
Л7п<«к (2с—1)—пк (с — 1)—с;
Мп<с(пк—1);	(76)
Л/уСнк—1;	(77)
Mp<2(nK—1);	•	(78)
Ме.<пк—1;	(79)
My+Mi + Mle<2(nK~ 1).	(80)
В частности, если в контур входит только один продукт обра-
ботки и только он один выходит из контура, то по определению
пк = 2 и по формуле (76)
Л/п<с(2 — 1); Л/П<с,
т. е. число исходных показателей, относящихся к одному продукту
обработки схемы, не может быть больше числа расчетных компонен-
тов.
Если отдельные показатели числа Na не будут удовлетворять
условиям, выраженным формулами (72)—(80), то для некоторых
частей схемы может получиться система несовместимых уравнений,
а для других частей — система неопределенных уравнений, т. е.
схему нельзя будет рассчитать.
Ниже указан способ выбора отдельных составляющих числа 7УП»
при котором все условия, выраженные формулами (72)—(80), будут
удовлетворены автоматически.
Выбор исходных показателей для расчета
схемы обогащения. Исходными показателями могут быть:
выходы продуктов, содержание и извлечение в них расчетных ком-
понентов. Предпочтение следует отдать тем показателям, которые
наиболее важны и стабильны в практике обогащения. Такими пока-
зателями являются извлечение и содержание ценных компонентов
в концентратах.
Показатели извлечения характеризуют степень использования
минеральных ресурсов и поэтому имеют большое народнохозяй-
ственное значение. В то же время показатели извлечения колеблются
в более узких пределах по сравнению с выходами, т. е. являются
9*
132
Выбор и расчет технологических схем
более стабильными. Например, при изменении содержания меди
во вкрапленных рудах с 3 до 0,6% извлечение уменьшается на 5—
7%, в то время как выход уменьшается более чем в 5 раз. Значение
показателей содержания определяется тем, что они характеризуют
качество концентрата, которое регламентируется стандартами и тех-
ническими условиями.
Для процесса обогащения большое значение имеют показатели
извлечения и содержания не только в окончательных продуктах,
но также и в концентратах отдельных операций. Чем выше послед-
ние, тем меньше будет циркулировать оборотных продуктов в тех-
нологическом процессе и тем стабильнее и лучше будут окончатель-
ные результаты обогащения.
По этим причинам в качестве исходных показателей при расчете
схем обогащения следует пользоваться извлечениями и содержа-
ниями компонентов в окончательных концентратах и концентратах
отдельных операций. Показатели, характеризующие выходы про-
дуктов и содержание в хвостах, в число исходных показателей
включать не следует.
Если расчет схемы основывается на результатах полупромыш-
ленных испытаний обогащения полезного ископаемого, проведенных
на непрерывно действующей установке по замкнутой схеме, то
в число исходных показателей могут быть включены общие извле-
чения, т. е. извлечения по отношению к исходному сырью (е). Если
же испытания проведены по открытой схеме, а проектируется замк-
нутая схема, то при расчете можно пользоваться лишь частными
извлечениями (извлечения от операции Е). При этом делается допу-
щение, что частные извлечения в соответствующих операциях
остаются одинаковыми при открытой и замкнутой схемах.
Независимо от способа проведенных испытаний в выводах по
ним должны указываться показатели извлечения и содержания
ценного компонента в окончательный концентрат.
Таким образом, в число исходных показателей могут включаться
не только показатели «общего» извлечения е, но и показатели «част-
ного» извлечения Е. Поэтому составляющие числа NB для случая,
когда схема рассчитывается по «твёрдому» и одному дополнитель-
ному компоненту, будут: Nn =	-|- Ne NE -f- 7Vp.
При любой схеме обогащения общее извлечение в окончательный
концентрат зависит от частных извлечений, достигаемых в отдель-
ных операциях. Показатели частных извлечений являются аргу-
ментами, а показатели общих извлечений — зависимыми величи-
нами.
Справедливы и легко доказываются следующие два положения:
замена части или всех показателей общего извлечения на показатели
частного извлечения не изменяет общего числа исходных показа-
телей; чтобы не получилось системы несовместимых уравнений,
максимальное значение суммы общих и частных показателей извле-
чения должно удовлетворять условию Ne -J- TV£ пр — ар.
Расчет количественных схем флотации
133
Тогда формула (69) может быть представлена в более общем виде:
АцэвЛ ?гр -- ®Р,	(81)
где Аизвл — число исходных показателей извлечения общих п част-
ных.
Если исходные показатели не включают показателей, относя-
щихся к хвостам отдельных операций, то все условия, выраженные
формулами (68)—(81), будут выполнены автоматически. Действи-
тельно, общее число хвостов операций всегда равно числу операций
разделения ар. Поэтому общее число обогащенных продуктов (т. е.
концентратов и промпродуктов), получаемых в операциях разделе-
ния, всегда равно разности пр — ар. Если исходные показатели
извлечения и содержания назначаются только для обогащенных
продуктов, а показатели выходов вообще не включаются в число
исходных (т. е. Ау = 0), то условия, выражаемые формулами (68)—
(75), будут выполнены, так как в этом случае:
Ау = 0; Ag = нр—нр; Ар = пр-—пр;
Av И-Ар - Ае = 0 Ир—ctp -f- Пр—Пр = 2 (пр—Пр).
Прп указанном методе выбора исходных показателей условия,
выраженные формулами (76)—(81), будут также соблюдены. Дей-
ствительно, если любой возможный контур на схеме включает одну
или несколько операций разделения, то в числе продуктов, выходя-
щих пз контура, обязательно будут хвосты хотя бы одной операции.
Поскольку из контура будет выходить хотя бы один продукт, к кото-
рому не относится ни один исходный показатель, то все условия,
выраженные формулами (76)—(81), будут соблюдены одновременно.
Расчет количествен пой схемы обогащения монометаллических руд
Порядок расчета:
1.	По формуле N = с (1 пр — пр) — 1 = 2 (1 + пр — ар) — 1
определяется необходимое и достаточное число исходных показа-
телей для расчета схемы (включая и показатель 01, относящийся
к исходной руде).
2.	По формуле Ап = с (пр — пр) = 2 (пр — пр) определяется
число исходных показателей, относящихся к продуктам обра-
ботки.
3.	По формуле Ае тах = пр — ар определяется максимальное
число показателей извлечения, которое может быть принято для
расчета схемы.
4.	По формуле Ап = Ау 4- Ар + Ае определяется число исход-
ных показателей содержания, принимая при этом, что Av = 0
И Ае = Ае шах.
134
Выбор и расчет технологических схем
5.	По данным отчетов об испытаниях обогащения руды и прак-
тики обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное сырье,
назначаются численные значения исходных показателей (е, Е, 0)
для обогащенных продуктов отдельных операций (концентратов).
6.	По уравнениям, связывающим технологические показатели,
находятся значения еп для всех продуктов схемы.
7. По формуле уп = определяются выходы
рп
для продук-
тов с известными значениями 0П.
8.	Путем составления и решения уравнений баланса выходов
вычисляются значения уп для всех остальных продуктов схемы.
9. По формуле 0П = ^18п определяются содержания для всех
Уп
остальных продуктов схемы.
Расчет схемы в абсолютных показателях производится на осно-
вании рассчитанной схемы в относительных показателях. Для рас-
чета схемы в абсолютных показателях нужно знать вес какого-либо
продукта схемы, обычно исходного. При расчете пользуются фор-
мулами: Qn = Qiyn't Рп == Р
Пример расчета количественной схемы обогащения
Рассчитать в относительных показателях схему обогащения монометалли-
ческой руды (см. рис. 40, а). В схеме семь операций, из них четыре операции
разделения и три — смешения. Двенадцать продуктов состоят из: исходной
руды, восьми продуктов, получаемых в операциях разделения, и трех продук-
тов, получаемых в операциях смешения.
Расчет ведем по двум компонентам — «твердому» и полезному металлу.
Следовательно: п — 12; пр = 8; а = 7; ар = 4; с = 2.
1.	Определяем необходимое и достаточнее число исходных показателей
для расчета схемы [формула (62)]:
ЛГ = с(1+Пр-ор)-1 = 2(1+8-4)-1 = 9.
2.	Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей,
относящихся к продуктам обработки [формула (65)]:
7Vn = с (zip—ар) = 2 (8—4) = 8.
3.	Определяем максимальное число показателей извлечения [формулы (69),
N =п — а =8— 4 = 4.
“max Р Р
4.	Определяем число показателей содержания [формула (67)] при усло-
вии, что А' = 0 и Лг = 4:
г	в
Л'п==^'^'^₽+'^е’ 8 = 0 + Лр-|-4; Л^р = 4.
Таким образом, исходными показателями являются: один показатель,,
относящийся к исходной руде (Рг),' четыре показателя извлечения и четыре пока-’
зателя содержания в концентратах отдельных операций обогащения. В качестве
исходных показателей для продуктов обработки на основании испытаний обо-
гащения руды, произведенных по открытой схеме, выбираем: извлечение от
Расчет количественных схем флотации
135
руды в окончательный концентрат, частные извлечения при основной флотации
и перечистках, содержания в концентратах всех операций обогащения х.
5.	Принимаем на основании анализа результатов испытаний обогащения
руды и практики действующей обогатительной фабрики численные значения
исходных показателей'.
содержание металла в исходной руде fj = 10%;
извлечение металла в окончательный концентрат от руды е8 = 90%;
частное извлечение металла в концентрат второй перечистки = 92%;
то же, в концентрат первой перечистки Ее = 90%;
то же, в концентрат основной флотации Еъ = 85%;
содержание металла в окончательном концентрате Р8 = 60%;
то же, в концентрате после первой перечистки рв = 50%;
то же, в концентрате основной флотации рз = 40%;
то же, в концентрате контрольной флотации Р10 = 10 %.
6.	Определяем значения е:
в.	=Ф-== 0,978 = 97,8%;
е9 = Ев — е8 “97,8 — 90 = 7,8%;
=-т~= -S-= I’087 = Ю8,7%;
£> в	и,Уи
е3 = е5—е8 = 108,7—7,8 = 100,9%;
е, = е5—е, = 108,7 — 97,8 = 10,9%;
бц=е2—е1=118,7—100=18,7%;
е4 = е2 — е3 = 118,7 —100,9 = 17,8%;
е10 = вц—= 18,7—10,9 = 7,8%;
®12~ —®1о = 17,8— 7,8= 10%.
Проверка: e12 = ei“e8= 100—90=10%.
7.	Определяем выходы продуктов 3, 6, 8, 10 с известными значениями рп
(формула^ уп = Ррв” ):
у3 = 25,2%; Y. = 19,6%; Ys=15%; Yio = 7,8%.
8.	Определяем выходы всех остальных продуктов схемы по уравнениям
баланса:
Ye=Y#—Ys= 19,6—15 =4,6%;
Yb=Y3+Ys = 25,2+4,6 = 29,8%;
Y, = Ys—Ye=29,8 —19,6 = 10,2%;
Yu=Y?+Yio = 10,2+7,8=18,0%;
1 Взят более трудный случай, когда в число исходных показателей входят
извлечения от исходного продукта и частные извлечения.
136
Выбор и расчет технологических схем
Ya — Y1+Y11 —100-f-18,0 —118,0%;
Ya=Ya - Ya = 118,0— 25,2 = 92,8%.;
Yia = ^-Yio = 92,8 - 7,8 = 85%;
Проверка: Yi2=Yi~Ye = 100—15=85%.
9.	Определяем содержание металла в продуктах 2, 4, 5, 7, 8, 11, 12 (фор-
мула рп =
Р2 = 10,06%; р4=1,92%; р5 = 36,47%; ₽7= 10,69%;
рв=16,96%; Рц= 10,38%; Р12 = 1,18%.
10.	Определяем вес продуктов (формула Qn~ CiYn) и еес металла в продук-
тах (формула Рп = PiEn)- Производительность обогатительной фабрики по
руде принимаем равной 2000 mJ су тки.
Рассчитанная количественная схема обогащения записывается по особой
форме в таблицу и изображается на графиках (табл. 25, рис. 41, 42) *.
На количественной схеме ширина отдельных струй в определенном мас-
штабе представляет вес твердого материала в этих струях.
Запись результатов расчета количественной схемы обогащения на каче-
Оп, Уп „
ственнои схеме производится в следующем порядке: -д’	. Принятые единицы
Рп, еп
измерения указываются на чертеже схемы.
Расчет количественной схемы обогащения
действующей обогатительной фабрики. Основ-
ное отличие расчета схемы действующей фабрики от расчета схемы
при ее проектировании состоит в том, что в первом случае исходными
показателями являются только показатели содержания, которые
получаются путем отбора проб фабричных продуктов и их химиче-
ского анализа.
Порядок расчета (см. рис. 40, а):
1.	По формуле (62) определяется необходимое и достаточное число
исходных показателей для расчета схемы в относительных показа-
телях:
N - с (1 + пР—ар)—1 = 2(1 + 8—4)—1 = 9.
2.	По формуле (65) определяется необходимое и достаточное
число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки:
Nn — c (пр—ар) = 2 (8—4) = 8.
3.	Путем опробования исходной руды и продуктов обработки
устанавливаются численные значения исходных показателей 01,
08» ₽4> Рв» Р?» Рв» р9, Рю» Р12-
4.	Производится расчет схемы общим или частным методом.
При общем методе составляются уравнения баланса для всех
операций схемы. Если число N подсчитано правильно и для всех
* Запись операций дробления и измельчения производится аналогичным
образом, как указано в табл. 25. Графы 5, 6 и 7 обычно не заполняются.
Расчет количественных схем флотации
137
Таблица 25
Форма записи количественной схемы обогащения
(к примеру расчета)
.Ns опера- ций и про- дуктов	Наименование операций и продуктов	,Q’ т/сутки	V. %	6, %	е, %	р, т/сутки
1	2	3	4	5	6	7
I 1	Основная флотация Поступает: слив классификатора (руда)	2000	100,0	10,0	100,0	200
и	объединенный промпродукт . .	360	180	10,38	18,7	37,4
2	Итого ...	2360	118,0	10,06	118,7	237,4
3	Выходит: концентрат основной флотации	504	25,2	40,0	100,9	201,8
4	хвосты основной флотации . .	1856	92,8	1,92	17,8	35,6
	Итого . . .	2360	118,0	10,06	118,7	237,4
II 3	Первая перечистка концентрата Поступает: концентрат основной флотации	504	25,2	40,0	100,9	201,8
9	хвосты второй перечистки кон- центрата . . . .-		92	4,6	16,96	7,8	15,6
5	Итого . . .	596	29,8	36,47	108,7	217,4
6	Выходит: концентрат первой перечистки	392	19,6	50,0	97,8	195,6
7	хвосты первой перечистки . .	204	10,2	10,69	10,9	21,8
	Итого ...	596	29,8	36,47	108,7	217,4
III 6	Вторая перечистка концентрата Поступает: концентрат первой перечистки	392	19,6	50,0	97,8	195,6
8	Выходит: окончательный концентрат . .	300	15,0	60,0	90,0	180,0
9	хвосты второй перечистки . .	92	4,6	16,96	7,8	15,6
	Итого . . .	392	19,6	50,0	97,8	195,6
IV 4	Контрольная флотация Поступает: хвосты основной флотации . .	1856	92,8	1,92	17,8	35,6
10	Выходит: концентрат контрольной флота- ции 		156	7,8	10,0	7,8	15,6
12	хвосты окончательные . . . .	1700	85,0	1,18	10,0	20,0
	Итого ...	1856	92,8	1,92	17,8	35,6
Условные обозначения:
Рис. 41. Количественная схема обогащения (к примеру
расчета)
2000;/00
/О; /ОО
2360; //8
/0,06;//в,7 Г
___________509; 25,2~
596:29,890,0;/00,3
36,97;/08,7 'р
/ пере чистка
7	>0,2
°	/о,69;/о,з
Основная <рлотацця
/856;9zJ~\if.
/,32;/7,в ' _
360; /8,0
/О,38;/8,7''
Контрольная флотация
392; /3,6
50,0:37,8
2 перечистка
7 /О
/56; 78
/0,0; 7,8
я 300;/5,0	п
60,0;900	.
92 ; 9,6
/6,96; 7,8
/700;85,О
/,/8;/0,0 4 /2
Концентрат
Хвосты
Рис. 42. Запись результатов расчета количественной схемы
обогащения на качественной схеме (к примеру расчета)
Расчет количественных схем флотации
139
исходных показателей в результате опробования установлены чи-
сленные значения, то после составления уравнений баланса всегда
получается система уравнений, для которой число неизвестных
значений у и р равно числу уравнений. После решения этой системы
значения у и р для всех продуктов становятся известными. Далее
по формуле en = ynpn/pi определяются для всех продуктов зна-
чения е.
Иапример, в рассчитываемой схеме (см. рис. 40, а) необходимо
определить 11 значений у (для всех продуктов схемы) и 3 значения
Р (для продуктов 2, 5, 11), т. е. общее число неизвестных у и В равно
14. Для семи операций схемы можно составить 14 уравнений баланса:
семь типа уп = уп-м -Нуп+2 и семь типа ynPn = Yn+iP пы -f-
Н-уп+гРп+2. Таким образом получается определенная система
уравнений.
Преимуществом общего метода является его простота, а недостат-
ком — громоздкость Быстрее схему можно рассчитать, применяя
частные методы. Недостаток их заключается в том, что они различны
для каждой схемы. Все же можно сделать следующие указания
о последовательности расчета при частном методе:
а)	по формуле (34) определяются выходы конечных продуктов
и частные выходы продуктов всех операций, для которых известны
содержания в питании и в продуктах обработки. В нашем примере
В1“Р12	Л	' Рв---Р»
V8^J^P,r; Y12-1-Y8; Y8=-p^p7>
y?=i-y'.;	y«=i-y'io;
б)	зная выходы от исходного конечных продуктов и частные
выходы в отдельных операциях, определяются выходы от исходного
всех продуктов схемы, для которых это возможно.
В нашем примере можно определить выходы продуктов 6, 9,
4, 10:
Ye = -^7- ; Y»-="Ye—Yb; Y4 = -^; Yio = Y4—Ynt
Yg	Y12
в)	отыскивают на схеме такие операции (или технологические
узлы), для которых число неизвестных, входящих в уравнения
баланса, равнялось бы числу уравнений баланса. Для этих опера-
ций (узлов) составляются и решаются уравнения баланса.
В нашем примере такими операциями являются первая пере-
чистка концентрата, или основная флотация. Для первой перечистки
концентрата имеем следующие уравнения баланса:
Ye+Ys = Ye+y?;
YsPs + Y3p3 = Ye₽e + Y?₽v
140
Выбор и расчет технологических схем
Здесь только два неизвестных — у3 и у7, так как значения ув
и ув были определены раньше, а все содержания известны из резуль-
татов опробования. Как только из уравнений баланса будут найдены
значения у3 и у7, дальнейший расчет схемы затруднений не пред-
ставит.
Значения у3 и у7 можно было бы найти и из уравнений баланса
для операции основной флотации:
т1+т7+тю=тз+у4;
Y1P1 + Y7P7 +YioPio = YsPsH* Y404-
Здесь значения у2 = 1, а у10 и у4 были найдены ранее.
Для расчета схемы в абсолютных показателях необходимо знать
дополнительно вес одного из продуктов схемы. На обогатительных
фабриках обычно взвешивается исходная руда. Определение веса
остальных продуктов производится по формуле Qn = (^уп, где у„
известно из расчета, a Qr определяется непосредственным взве-
шиванием.
Расчет количественной схемы обогащения полиметаллических руд
При расчете схем обогащения с прямой селективной флотацией
первоначально рассчитывается по всем компонентам принципиальная
схема. Исходными показателями при расчете схемы являются:
извлечения ценных компонентов в одноименные концентраты и содер-
жания компонентов в окончательных концентратах.
Принципиальная и развернутая схемы флотации свинцово-цин-
ково-пиритной руды изображены на рис. 43. При расчете принци-
пиальной схемы каждый цикл рассматривается как одна операция
разделения. В нашем примере принципиальная схема рассчитывается
по «твердому», свинцу, цинку и сере.
Для данной схемы:
с = 4; Пр = 6j Пр = 0; а ~ 3; Пр :  3} Не ~ 0.
Общее число исходных показателей для расчета принципиальной
схемы [формула (62) ]
ЛГ = с(14-Пр—ар)—1 = 4(14-6—3) —1 = 15.
Число исходных показателей, относящихся к продуктам обра-
ботки [формула (65)],
7Vn = r(np—пр) = 4(6—3) = 12.
Число исходных показателей, относящихся к исходному про-
дукту,
7V„ = N~Nn = 15—12 = 3.
Расчет количественных схем флотации
141
Исходными показателями, относящимися к руде, будут содержа-
ния свинца Pj, цинка р1 и серы pt •
В качестве исходных показателей, относящихся к продуктам
обработки, следует выбрать извлечения цепных компонентов в одно-
именные концентраты и содержания компонентов в концентратах,
Т. 6. е8, е1в, e2t , pg, pg, р8 , pig, Pie, > Pad’ Pai’ Pai '
Расчет принципиальной схемы ведется в следующем порядке;
Рис. 43. К расчету схемы селективной флотации полиметаллической руды:
а — принципиальная схема обогащения; б — схема обогащения в развернутом виде
а)	определяются выходы продуктов:
v _	_ ₽Л. . v __	.
Ya----гт~, Yie —	> Уг4— д„, >
Р8	₽и	₽24
Yj2=1—Ya! Y2o = Yia—Yie! Y23 = Y2o~ Y26
б)	определяются извлечения.
„	X	i Yn Pn
Сначала по формуле en =------— подсчитываются извлечения
Pi
цинка и серы — в свинцовом концентрате, свинца и серы — в цин-
ковом концентрате, свинца и цинка — в пиритном концентрате.
Далее по разности подсчитываются извлечения в хвостах отдель-
ных циклов:
<=<-4.; 4ЧЧ
в)	определяются содержания во всех продуктах схемы (формула
о * — Pi Б” \
Рп —-------
Yn
142
Выбор и расчет технологических схем
Из рассмотренного примера следует, что целью расчета принци-
пиальной схемы является составление увязанного технологического
баланса по каждому циклу схемы и по всей схеме в целом.
После расчета принципиальной схемы рассчитываются отдель-
ные циклы. Расчет ведется по главному для рассчитываемого цикла
компоненту, т. е. цикл свинцовой флотации — по свинцу, цинковой
флотации — по цинку, пиритной флотации — по сере. При выборе
исходных показателей следует учесть, что показатели, относящиеся
к исходному продукту цикла, известны из расчета принципиальной
схемы и что два показателя (ей р), относящиеся к окончательному
концентрату, были уже назначены при расчете принципиальной схемы.
При расчете схемы обогащения с предварительной коллективной
флотацией сначала рассчитывается схема коллективной флотации,
а затем указанным выше методом — схема селективной флотации
коллективного концентрата. Расчет схемы коллективной флотации
можно ограничить расчетом по всем компонентам только принци-
пиальной схемы.
Расчет схемы по отдельным операциям можно производить лишь
по одному из основных компонентов, аналогично расчету схемы
флотации монометаллической руды.
Содержание отдельных компонентов в коллективном концентрате
зависит от соотношения между содержаниями этих компонентов
в исходной руде и от извлечений их в концентрат. Если содержания
полезных компонентов в исходной руде, с которой производились
испытания по обогащению, не совсем соответствуют содержаниям
их в руде, для которой проектируется обогатительная фабрика,
то более точные результаты получаются при следующем методе рас-
чета принципиальной схемы коллективной флотации:
а)	определяются необходимое и достаточное число исходных
показателей для расчета схемы и предельные значения отдельных
составляющих этого числа;
б)	устанавливаются (назначаются) показатели извлечения отдель-
ных компонентов в концентраты и устанавливается суммарное содер-
жание полезных минералов в концентратах;
в)	определяются содержание полезных минералов в исходной
руде и показатели извлечения отдельных минералов в концентраты;
г)	рассчитываются выходы концентратов по формуле
«'<+“'<+ • • • +ате™
Yn------------,	(82)
где а', а", ..., ат — содержание первого, второго и т. д. минералов
в исходной руде;
*	"	ТП	V
бп, ..., еп — извлечение от исходном руды этих минералов
в концентрат (если полезный компонент пред-
ставлен одним минералом, то извлечение мине-
рала равно извлечению компонента);
Расчет количественных схем флотации
143
Рп — суммарное содержание полезных минералов
в концентратах;
д)	определяются по уравнениям баланса показатели выходов
п извлечений для всех остальных продуктов схемы;
е)	подсчитываются па основании извлечений и выходов содер-
жания для всех продуктов схемы.
Пример. Рассчитать схему коллективной флотации свинцово-цинково-
пиритной руды, изображенную на рис. 44, б. Содержание ценных компонентов
в руде: свинца — 4%, цинка — 7%, серы пиритной — 5,35%. Свинец предста-
влен галенитом, цинк — сфалеритом, содержащим 67% цинка, сера содержится
в трех минералах — галените, сфалерите и пирите.
а
| Коллективная флотация |
Коллективный Хвосты
концентрат
б
t
Основная флотация
Перечистка	Контрольная флотация
~5	1X^7	9
г	в
Коллективный	Хвосты
концентрат
Рис. 44. К расчету схемы коллективной флотации полиметал-
лической руды:
а — принципиальная схема обогащения; б — схема обогащения в развер-
нутом виде
Принципиальную схему рассчитываем по «твердому», свинцу, цинк у'*'и
пиритной сере, в схеме одна операция разделения и два продукта разделения:
с = 4, Яр = 1, пр = 2.
а)	определяем необходимое и достаточное число исходных показателей,
относящихся к продуктам обработки, и максимальное число показателей извле-
чения п содержания:
7Vn=c(np — ар) = 4 (2—1) = 4;
JVemax = np-ap = 2-1 = 1-'
Так как для каждого дополнительного расчетного компонента можно назна-
чить только по одному показателю извлечения, то общее число исходных пока-
зателей извлечения будет
Л'извл = Л'етахе=1 Х3=3.
Число исходных показателей содержания
TVp = A’n -^извл-^y==^~3 0 = 1,
б)	устанавливаем на основании испытаний по обогащению руды следующие
значения исходных показателей'. 6^ = 95%; 6^ = 92%; е^ =90%; [% = 94%
(суммарное содержание сульфидов в коллективном концентрате).
144
Выбор и расчет технологических схем
Верхние индексы ', ", присвоены соответственно свинцу, цинку
и пириту;
в)	определяем содержания отдельных минералов в исходной руде и их извле-
нения в коллективный концентрат:
“'--гаг’0-04® “'~rah0J°4
О,5о5
Здесь а', а*и а'" —содержания галенита, сфалерита и пирита в руде;
0,866; 0,67 и 0,535 —содержания свинца в галените, цинка в сфалерите и серы
в пирите.
Извлечения галенита, сфалерита и пирита будут равны извлечениям свинца,
цинка и пиритпой серы;
г)	определяем выход коллективного концентрата:
а е +а е6 + а'"е"
Ys =----5-----о---------
₽5
_ 0,0462 - 0,95 + 0,104 • 0,92+0,1 • 0,90	. о,_	с0,
— 0,245 — 2q,5 /о ,
0,94
pj определяем выходы хвостов и извлечений в них металлов:
Y» = 1 - Ys= 1 -0,245 = 0,755 = 75,5%;
е', = 1-е'= 1-0,95 = 0,05 = 5%;
е' = 1—е' = 1—0,92 = 0,08—8%;
8	о
е'" = 1—е'" =1-0,9=0,1 = 10%;
е) определяем содержания свинца, цинка и серы в продуктах по формуле
О’о^4°595 = 0,155 = 15,5%;
&= °’од4°592 =°>263 = 26,3%;
р.,>== аобз^о,90 _О|1905== 19>65^.
Р>^°5°5 = 0.0027 = 0,27%;
Р'= 0’007|75°508 =0,0074=0,74%;
Pr-0’0oS50,1=0-0°71 = 0,71%.
Схемы обогащения руд черных металлов
145
§ 8. Схемы обогащения руд черных металлов
Руды черных металлов как объекты обогащения могут быть
классифицированы в зависимости от свойств, имеющих наиболее
важное значение для выбора схемы обогащения1. К таким свойствам
в порядке убывания их значимости относятся: степень разрушен-
ности естественными процессами пустой породы и полезных минера-
лов; магнитные свойства полезных минералов; содержание и состав
глины (для руд с разрушенной пустой породой); характеристика
вкрапленности полезных минералов, пустой породы и минералов —
носителей вредных примесей (сульфидов, фосфатов и др.).
Степень разрушенности и магнитные свойства минералов явля-
ются главными факторами определяющими выбор схемы обогащения
РУДЫ.
Степень разрушенности пустой породы и полезных минералов
предопределяет схему дробления и возможность обогащения руды
промывкой. Магнитная восприимчивость полезных минералов и соот-
ношение между содержаниями в руде сильномагнитных и слабо-
магнитных минералов определяют возможность применения эффек-
тивного в техническом и экономическом отношениях процесса
магнитного обогащения на сепараторах с низкой интенсивностью
магнитного поля.
В зависимости от степени разрушенности пустой породы и полез-
ных минералов железные руды подразделяются на четыре класса:
Л — РУДЫ с разрушенной вмещающей породой, в которых полез-
ные минералы представлены более прочными и крупными выделе-
ниями;
Б — РУДЫ с разрушенной пустой породой, в которых полезные
минералы представлены мелкими и тонкими зернами или непроч-
ными охрами;
В — руды с частично разрушенной пустой породой;
Г — РУДЫ с крепкой неразрушенной породой.
В зависимости от соотношения между содержанием сильно-
и слабомагнитных минералов каждый класс руды подразделяется
на три группы:
1	группа -г- полезные минералы представлены преимущественно
слабомагнитными разностями;
2	группа — полезные минералы представлены смесью сильно-
магнитных и слабомагнитных разностей;
3	группа — полезные минералы представлены преимущественно
сильномагнитными разностями.
В соответствии с такой классификацией руд всего должно полу-
читься 12 классификационных групп: А-1, А-2, А-3, Б-1, Б-2, Б-3,
В-1, В-2, В-3, Г-1, Г-2, Г-3. Но руды с разрушенной или частично
1 Излагаемая классификация не включает богатые по железу руды, которые
перед плавкой подвергаются обработке процессами дробления, сортировки,
окислительного обжига, агломерации, брикетирования.
10 Заказ 760.
146
Выбор и расчет технологических схем
разрушенной пустой породой, в которых полезные компоненты
были бы преимущественно представлены сильпомагпитными мине-
ралами, не встречаются в природе вследствие окисления магнетита
и перехода его сначала в полумартит, затем в мартит и в бурый
железняк. Поэтому группы А-3, Б-3 и В-3 из классификации выпа-
дают. По этой же причине выпадает группа Б-2, так как охристые
руды практически не содержат магнетита.
Таким образом, руды черных металлов подразделяются на че-
тыре класса, содержащие 8 групп: Л-1, А-2, Б-1, В-1, В-2, Г-1,
Г-2, Г-3.
Эта классификация достаточна для выбора процесса и принци-
пиальной схемы обогащения. Дальнейшее подразделение руд на
отдельные разновидности производится в зависимости от дополни-
тельных признаков. Такими признаками являются для руд классов
А л Б — промывистость, определяемая свойствами глины, а для
руд классов В и Г — характеристика крупности выделений полез-
ных минералов, пустой породы, минералов — носителей вредных
примесей и содержание полезных элементов — примесей (цветных
металлов, кобальта и др.).
Схемы обогащения руд класса А (группы А-1 и А-2)
К классу А относятся так называемые промывочные руды. Пустая
порода в этих рудах находится главным образом в виде глины
и песка. Сростки полезных минералов с пустой породой отсутствуют
пли встречаются в незначительных количествах. Руды полностью
окислены, сульфидной серы содержится очень мало. Магнетит
обычно отсутствует или содержится в небольших количествах.
Наиболее распространены минералы группы водных окислов же-
леза — бурые железняки, а также продукты окисления магнетита —
мартит и полумартит. Основной метод обогащения таких руд —
промывка с последующим грохочением мытой руды и гидравлической
или механической классификацией мелкого материала. Обесшламлсн-
ный мелкозернистый продукт иногда дополнительно обогащается
магнитной сепарацией.
В зависимости от состава вмещающей породы различают руды
песчанистые и глинистые. К рудам песчанистым относятся разно-
видности, содержащие тощие, легкоразмываемые глины. Эти руды
не требуют интенсивного истирания при промывке. Глинистые руды
содержат значительное количество вязкой глины с небольшим коли-
чеством песка и требуют более интенсивной промывки. Примером
глинистых руд могут служить валунчатые руды уральских место-
рождений.
Характерной особенностью руд класса А является наличие в них
значительного количества материала крупностью < 0,15 мм с низ-
ким содержанием полезных металлов. В основном за счет уда-
Схемы обогащения руд черных металлов
147
руды не производится.
| Дробление j
I Промывка |
Мытая руда
Слив
I Грохочение ;
К^о н цен7пр~аты
I Л Ш IV
| Мокрая классификация |
\Пески Слив
\Магнитная селарация\
Ленин этого материала при промывке и происходит обогащение
РУДЫ.
Принципиальная схема обогащения руд класса А изображена
на рис. 45. Основные операции показаны на схеме сплошными
линиями, дополнительные — пунктирными. Дробление руды до
100—50 мм производится с целью предохранения промывочных
аппаратов от поломок крупными валунами или с целью получения
концентрата кондиционной крупности. Если руда поступает для
промывки в бутары и по кондициям допускается отгрузка крупно-
кускового концентрата, то дробление
Промывка и мокрая классифи-
кация являются основными обога-
тительными операциями для рас-
сматриваемых руд, так как именно
в этих операциях происходит от-
деление пустой породы от полез-
ных минералов.
В некоторых случаях, как, на-
пример, при обогащении марганце-
вых руд, производится отсадка
грохоченых классов мытой руды
с целью разделения ее на отдель-
ные сорта. Хвостов при отсадке не
получается. Поэтому отсадка для
руд класса А не является основной
обогатительной операцией. Пески
могут направляться в дополни-
тельное обогащение магнитной се-
парацией, причем для руд группы
А-1 применяются сепараторы
с высокой напряженностью, а для
со средней напряженностью магнитного поля.
Для марганцевых руд возможно также применение флотации
для обогащения шламов и бедных концентратов [13, 49].
Отдельные разности руд в зависимости от количества и свойств
глины могут быть трудно- или легкопромывистыми. Для трудно-
промывистых руд применяется двойная промывка, которая может
осуществляться в следующих вариантах:
первый прием — в скрубберах, второй прием — в наклонных
корытных мойках;
первый прием — в бутарах с выделением в концентрат крупного
класса, второй прием для мелкого класса — в наклонных корытных
мойках;
руда последовательно промывается в двух наклонных корытных
мойках.
При установке для промывки горизонтальных корытных моек,
в которых руда проходит через несколько ванн, можно и для
10*
Концентрат Квасты Хвосты
Рис. 45. Принципиальная схема обо-
гащения руд класса А
железных руд группы А-2 —
148
Выбор и расчет технологических схем
труднопромывистых руд ограничиться одной операцией промывки.
Однако производительность этих аппаратов невелика, поэтому на
больших обогатительных фабриках их применять неудобно.
Схемы обогащения руд класса Б {группа Б-1)
В рудах класса Б пустая порода и полезные минералы имеют
малую прочность, в них содержится много охристых соединений
и большое количество шламов. Полезные минералы представлены
слабомагнитными разностями — бурым железняком, сидеритом.
Пустая порода состоит в основном из хлорита. Представителями
таких руд являются железные руды Аятского, Керченского, Аккер-
мановского, Лисаковского и некоторых других месторождений.
Применение промывки и отсадки к этим рудам малоэффективно
вследствие большого выхода богатых железом шламов и малой раз-
ности в плотности рудных и породных компонентов [32, 122, 123].
Наиболее высокие и надежные результаты получаются при обо-
гащении руд класса Б обжиг-магнитным процессом. Руда подвер-
гается предварительно дроблению до 20—25 мм, далее — восстано-
вительному обжигу, затем — измельчению и магнитному обогащению
на сепараторах с низкой напряженностью магнитного поля. При
обогащении Керченских железных руд -что этой схеме получаются
концентраты с содержанием 56% железа при извлечении его 80—
85%, концентрат лисаковских руд содержал 60—61% железа при
извлечении 85—90% [32, 123].
Табачные железные руды Керченского месторождения можно также обо-
гащать по комбинированной гравитационно-обжигмагнитной схеме, включа-
ющей: дробление до 10 мм, промывку, отсадку мытой руды, сгущение и окомко-
вание шламов промывки, восстановительный обжиг при температуре 600—
800° С хвостов отсадки и окомкованных шламов, измельчение обожженной
руды до 3 мм, магнитную сепарацию первой стадии, обезвоживание и восстано-
вительный обжиг хвостов сепарации при температуре 1100° С с последующим
их измельчением до 0,2 мм и второй стадией магнитной сепарации. Объединен-
ный концентрат (прокаленный) содержит 59% железа при извлечении его 87,5%.
Крупным недостатком этой схемы является ее большая сложность.
Для железных руд Лисаковского месторождения была испытана гравита-
ционно-флотационная схема обогащения, при которой был получен концентрат,
содержавший 48,8% железа при извлечении его 92,5% (содержание железа
в исходной руде 39,5%).
Схемы обогащения руд класса В {группы В-1 и В-2)
В рудах класса В пустая порода представлена мелким матери-
алом — глиной, песком и более крупным материалом — гравием,
щебнем и неразрушенными крупными кусками. Полезные минералы
отчасти свободны и отчасти находятся в сростках с пустой породой.
Сера содержится в небольших количествах.
Представителями группы В-1 являются марганцевые руды нагорья
Шукрути Чиатурского месторождения. Марганец в этих рудах содер-
Схемы обогащения руд черных металлов
149
жится главным образом в псиломелане и манганите и в меньшей
мере — в пиролюзите. Пустая порода представлена песчанисто-
глинистой массой различной крепости, состоящей в основном из
полевых шпатов, кварца и продуктов разрушения полевых шпатов.
Рудные минералы находятся в виде оолитов, сцементированных
частично разрушенной пустой породой [52].
Представителями группы В-2 являются частично разрушенные
руды из окисленных зон железорудных месторождений Урала.
Полезные минералы в этих рудах представлены магнетитом, полу-
мартитом, мартитом, гематитом и бурыми железняками. Пустая
порода частично разрушена.
Принципиальная схема обогащения руд класса В показана на
рис. 46.
При обогащении отдельных классов крупности для руд группы
В-1 применяется отсадка, а для руд группы В-2 — магнитная сепа-
рация и отсадка. В некоторых случаях вместо отсадки выгоднее при-
менить обогащение в тяжелых суспензиях. Шламы (слив классифи-
катора) марганцевых руд с целью уменьшения потерь могут обога-
щаться флотацией.
В качестве примера на рис. 47 приведена рекомендуемая инсти-
тутом Механобр схема обогащения окисных марганцевых руд
Чиатурского месторождения [131.
Схемы обогащения руд класса Г
К классу Г относятся железные, марганцевые и хромовые руды
значительного числа месторождений. В железных рудах этого класса
полезные минералы представлены в основном безводными окислами
железа, вкрапленными в силикатную или скарновую плотную пу-
стую породу. Водные окислы железа отсутствуют или содержатся
в небольших количествах. Большинство руд имеет мелкую и топ-
кую вкрапленность и требует перед обогащением тонкого измель-
чения.
Группа Г-1. Представителями этой группы являются: гема-
титовые и мартитовые руды Кривого Рога и некоторых месторо-
ждений Кольского полуострова; марганцевые и хромовые руды ураль-
ских и восточных месторождений.
Для железных руд можно применить процессы обогащения:
гравитационные; обжигмагпитный; комбинированный, включающий
гравитационное обогащение крупного материала и флотацию тон-
кого материала; чисто флотационный. Выбор процесса зависит от
крупности вкраплений полезных минералов и от содержания в руде
минералов, затрудняющих процесс флотации.
Для крупновкрапленных руд может быть применен гравитацион-
ный процесс обогащения, однако в СССР больших месторождений
железных окисленных руд, характеризуемых крупной вкраплен-
ностью окислов железа, не имеется.
150
Выбор и расчет технологических схем
ip
Мытая руда |
I Грохочение
, ♦ Г ।
| Обогащение
Хониентрат1^ 1 XSi
| Грохочение и дробление |
*	,
Промывка	|
,,Слив
] [Мокрая классификация |
\Пески
Слив
Хвосты
Рис. 46. Принципиальная
схема обогащения руд
класса В
ГрохО'
\ОБогащение | [Магнитная сепарация [
Концентрат Хвосты Концентрат Хвосты
Руда
| Мытая руда
Грохочение
15^о 7о^ }г-о
Г^ДроГление до 15мм
Промывка
1 Шламы
Классификация
Разделе ноя отсадка классов(илиПг\ -
обогащение в тяжел. суспензиях)итсаака
Кониентоат \ПоомпоодцхП—К
Пески
Слив
Рис. 47. Схема обогаще-
ния окисных марганце-
вых руд Чиатурского
месторождения (обога-
щение шламов флота-
цией условно показано
одной операцией)
Концентрат [Промпродукт^—ф-
♦ Хвосты
Отсадка Концентра/.
i t____i________
Концентрам Пром- Мосты
продунтп
концентрат
Тво^Г^'.
Грохочение
*•3 _ з-о
Дробление
j до Змм
Концентрат
Концентрат
1 сорта
f
Электромагнит-
ная репарация
Хвосты
Перечистка
Отсадка „,	Хвосты
— '^Хвосты
Классификация
^Цоиз мель чение |
Сгущение
флоФ/ация I
|	4 | Слив
Концентрат Хвосты
i
Концентрат
1 сорта
Схемы обогащения руд черных металлов
151
Криворожские слабомагпитные железные руды характеризуются
мелкой и тонкой вкрапленностью окислов железа. В рудах содер-
жится 35—40% железа — в основном в мартите и 39—47% крем-
незема — в кварце.
Исследования и сравнительные технико-экономические расчеты
показали, что если в тонковкрапленных рудах содержится неболь-
шое количество железистых силикатов и охристых железных мине-
ралов (ухудшающих результаты флотации), то более выгодной
является чисто флотационная схема их обогащения. Однако при
повышенном содержании в руде силикатов железа (свыше 5—6%)
результаты флотации настолько ухудшаются, что более экономичным
становится обогащение руды обжигмагнитным процессом [107, 108].
Гравитационно-флотационная схема обогащения руды при мел-
кой и тонкой вкрапленности дает концентраты худшего качества
по сравнению с флотационной и обжигмагпитными схемами и поэтому
менее выгодна. Но при крупной вкрапленности железных минералов
гравитационно-флотационная схема может оказаться более эконо-
мичной. Например, эта схема дает высокие показатели обогащения
окисленных железных руд па ЦОФ рудоуправления им. Дзержин-
ского [8].
Типовая схема обогащения марганцевых руд группы Г-1, харак-
теризуемых средней вкрапленностью окислов марганца, включает
три стадии обогащения при максимальной крупности зерен 12, 2
и 0,5 мм в первой, второй и третьей стадиях. Более крупные классы
обогащаются отсадкой, а мелкие — концентрацией на столах или
магнитной сепарацией.
Схемы обогащения мелковкрапленных хромовых руд включают
дробление и измельчение руды до 0,3—0,5 мм, гидравлическую
классификацию и обогащение крупных классов отсадкой, а мелких —
концентрацией на столах.
Хромитовые руды можно также обогащать магнитпой сепара-
цией на сепараторах с высокой напряженностью магнитного поля
[49].
Группа Г-2. К этой группе относятся руды с плотной нераз-
рушенной пустой породой, содержащие сильно- и слабомагнитные
полезные минералы. Представителями группы являются магнетито-
мартитовые и магнетито-гематитовые разности руд месторождений
Кривого Рога, Курской магнитной аномалии, Кольского полу-
острова, а также некоторых уральских и сибирских месторождений.
Для большинства руд этих месторождений характерна мелкая и тон-
кая вкрапленность полезных минералов. Содержание железа в рудах
колеблется в пределах 30—40%. Из этого количества железа от 30
до 70 относительных процентов находится в магнетите. Остальное
количество в основном в мартите и гематите. Сравнительно неболь-
шая часть железа встречается в форме гидроокислов и карбонатов
и еще меньшая часть — в виде силикатов. Пустая порода предста-
влена в основном кварцем.

152
Выбор и расчет технологических схем
Руды группы Г-2 могут обогащаться по магнитпо-гравптацион-
ной, магнитно-флотационной, флотационно-магнитной, обжигмагнит-
ной, флотационной и гравитационно-флотационной схемам [8, 14,
107, 108].
Схемы обогащения, включающие гравитационные процессы,
можно применять только при крупной и средней вкрапленности
в руде полезных минералов. Для руд, характеризуемых мелкой
и тонкой вкрапленностью, наиболее перспективны магнитно-флота-
ционная, флотационно-магнитная, флотационная и обжигмагнитпая
схемы обогащения. Последняя схема требует наиболее высоких
капитальных затрат и эксплуатационных расходов. Поэтому ее сле-
дует применять лишь в тех случаях, когда вследствие высокого
содержания в руде железистых силикатов или шламов флотация
дает плохие результаты [32, 107].
Флотационная схема обогащения является во многих случаях
перспективной и экономически выгодной. Задержка в промышлен-
ном освоении этой схемы объясняется двумя причинами — недо-
статком дешевых флотационных реагентов и необходимостью очи-
стки от флотационных реагентов хвостовых вод.
Группа Г-3. К этой группе относятся первичные железные
руды с неразрушенной вмещающей породой, в которых полезные
минералы представлены преимущественно сильномагнитными раз-
ностями — магнетитом, реже титано-магнетитом. Содержание гема-
тита и мартита незначительное. Водные окислы железа, как правило,
отсутствуют или содержатся в очень малых количествах. Небольшая
часть железа находится в виде минералов, не подлежащих извлече-
нию в железный концентрат, — сульфидов и силикатов. Так как
основное количество железа в этих рудах находится в форме магне-
тита, то они получили название магнетитовых. Железный концент-
рат из них наиболее выгодно извлекать магнитной сепарацией.
Минералогический состав пустой породы зависит от генетиче-
ского типа месторождения. Из месторождений магнетитовых руд
наиболее важное промышленное значение имеют метаморфизованные,
контактово-метасоматические и магматические месторождения1.
В рудах метаморфизованных месторождений, получивших назва-
ние железистых кварцитов, основным нерудным минералом является
кварц, другие минералы (полевые шпаты, амфиболы, хлорит)' имеют
1 К типу метаморфизованных относятся месторождения Кривого Рога,
Курской магнитной аномалии, Оленегорское, а также некоторые месторождения
Восточной Сибири и Дальнего Востока.
К типу контактово-метасоматических относятся магнетитовые месторожде-
ния Урала (Магнитогорское, Высокогорское, Гороблагодатское), месторождения
Кустанайской области (Соколовское, Сарбайское, Канарское), Дашкесанское
месторождение па Кавказе и некоторые другие, менее важные в промышленном
отношении.
К типу магматических относятся Качканарское месторождение и месторо-
ждения титано-магнетитовых руд Урала и Кольского полуострова.
Схемы обогащения руд черных металлов
153
подчиненное значение. В рудах контактово-метасоматических место-
рождений пустая порода представлена амфиболами, пироксенами,
хлоритом, гранатом, эпидотом, скаполитом, кальцитом. Другие
минералы пустой породы встречаются в очень малых количествах.
В магматических рудах пустая порода представлена в основном
четырьмя группами минералов — пироксенами, оливинами, амфи-
болами (роговая обманка) и полевыми шпатами.
Вкрапленность полезных минералов и особенно минералов —
носителей вредных примесей в большинстве руд мелкая и тонкая.
Поэтому для получения кондиционных концентратов требуется
тонкое измельчение.
Руды группы Г-3 имеют очень важное промышленное значение
вследствие больших запасов и сравнительно легкого их обогащения
магнитной сепарацией.
Выбор принципиальной схемы обогащения магнетитовых руд
определяется характеристиками вкрапленности полезных минералов,
пустой породы и минералов — носителей вредных примесей.
Зависимость между принципиальной схемой обогащения и харак-
тером вкрапленности минералов для магнетитовых руд и руд, обога-
щаемых флотацией, в своей основе одинакова. При магнитном обо-
гащении, так же как и при флотации, более экономичными являются
стадиальные схемы, из которых наиболее часто применяются двух-
и трехстадиальные.
Ниже рассмотрены типичные примеры, показывающие зависи-
мость между принципиальной схемой обогащения и характером
вкрапленности минералов.
1. Вкрапленность пустой породы неравно-
мерная, представлена крупными и мелкими выделениями.
Вкрапленность магнетита — мелкая и тонкая, зерна магнетита
находятся в срастании с минералами пустой породы или с минера-
лами, содержащими вредные примеси. Такая вкрапленность может
быть названа агрегатной, так как руду можно рассматривать как
состоящую из крупных выделений пустой породы и крупных агре-
гатов, представляющих тонкие сростки магнетита с другими мине-
ралами. Для получения кондиционных по содержанию железа
и вредных примесей концентратов руда требует более тонкого из-
мельчения, чем для выделения основной массы отвальных хвостов.
При указанном характере вкрапленности применяются двух-
или трехстадиальные схемы обогащения руды (рис. 48) с получением
в первых стадиях отвальных хвостов и некондиционных концентра-
тов, а в последней стадии — хвостов и кондиционного концентрата.
Чем неравномернее вкрапленность пустой породы и тоньше вкра-
пленность в магнетит минералов, содержащих вредные примеси,
тем больше оснований к применению более сложной трехстадиаль-
ной схемы.
Схема, изображенная на рис. 48, а, является основной для маг-
нетитовых руд. Она применяется или запроектирована на всех
154
Выбор и расчет технологических схем
обогатительных фабриках для тонковкрапленных магнетитовых руд
месторождений Кривого Рога, Курской магнитной аномалии, Куста-
найской области, Кольского полуострова, а также Урала и Сибири
132, 36, 49, 53, 54, 69, 107, 108, 116, 118].
° I
Дробление
(Измель чете)
| Магнитная сепарация в-истадии\
Промпродукт I
1 Измельчение I	Хвосты!
V
| Магнитная сепарацил2-и1
| Промпродукт	I
\1(змельчёние\	|
ХвостыП
Хонцентрат	ХвостыШ
6
В
Дробление I
♦
| Магнитнаясепарация !-ucmaSuu\
Промпродукт I
>	Хвосты!
о ление
н тнаясе	1ция f-и стадии |
Промпродукт J
Хвосты!
Хонцентрат!
| Измельчение |	____________ж____________
♦	\Магнитная сепарация2-йстадии |
| Магнитная сепарация 2и стадшГ\	|	1
।	J Концентрат! -
Хвосты! | Измельчение |
\МаенитнаясепараццяЗ-йстадш |
I Измельчение I
Т
Промпродукт Т
Хвосты Л
ХонцентратЛ
КенцентратЛ
ХвостыШ
Рис. 48. Принципиальные схемы обогащения магнетитовых руд
За рубежом такая схема применяется на крупных обогатитель-
ных фабриках Эри, Сильвер-Бей (США), Сидварангер (Норвегия)
и ряде других [31].
В случае засорения руды пустой породой в процессе горных
работ первая стадия обогащения производится при крупности руды
25—30 мм с применением сухой магнитной сепарации (проекты Кач-
канарской, Соколовско-Сарбайской и Коршуновской обогатитель-
Схемы обогащения руд черных металлов
155
ных фабрик). Выход хвостов из этой стадии обогащения составляет
около 15—20%.
Мокрое магнитное обогащение обычно включает две или три ста-
дии. Первая стадия обогащения производится на сливе стержневых
мельниц, работающих в открытом цикле (крупность 2—3 мм, содер-
жание класса —0,074 леи 20—30%), или на сливе классификаторов
(гидроциклонов), установленных в замкнутом цикле с шаровыми
мельницами первой стадии измельчения (содержание класса
—0,ОН мм 50—60%).
При трехстадиальных схемах мокрого магнитного обогащения
вторая стадия включается в замкнутый цикл мельница — гидро-
циклон. В последнюю стадию обогащения поступает слив гидро-
циклона, содержащий 80—95% класса—0,074 мм.
2. Вкрапленность магнетита и пустой породы
относительно крупная и неравномерная, зерна
магнетита свободны от включений минералов — носителей вредных
примесей или содержат эти включения в допустимых пределах.
В первой стадии обогащения (рис. 48, б) после сравнительно
грубого измельчения (дробления) может быть выделена часть кон-
диционного концентрата, часть отвальных хвостов и содержащий
сростки промпродукт для второй стадии обогащения.
Такая схема обогащения применяется на обогатительных фабри-
ках, перерабатывающих руды с относительно крупной вкрапленно-
стью магнетита, — Гороблагодатской, Высокогорской и Дашке-
санской [531.
Выделение части концентрата и хвостов в первой стадии обога-
щения уменьшает количество материала, направляемого в измель-
чение и во вторую стадию. В этом заключается преимущество данной
схемы. Однако получение при этом богатых концентратов, содержа-
щих более 60—62% железа, затруднено тем, что в первой стадии
обогащения приходится отделять чистые зерна магнетита от сро-
стков, состоящих из магнетита и пустой породы. Эта операция тре-
бует очень тщательной регулировки магнитных сепараторов и не
является надежной в технологическом отношении, особенно при
мокрой магнитной сепарации мелкого материала [29].
Предварительное грохочение руды по узкой шкале облегчает
разделение чистых зерен магнетита и сростков, но введение предва-
рительного грохочения усложняет технологическую схему. По этой
причине на обогатительных фабриках, применяющих схему, изоб-
раженную на рис. 48, б, в первой стадии обогащения получаются
концентраты с низким содержанием железа. Например, на Горо-
благодатской и Высокогорской обогатительных фабриках концентрат
первой стадии содержит всего лишь 52,6—52,8% железа.
На больших обогатительных фабриках, перерабатывающих тонко-
вкрапленные железные руды, где к надежности технологического
процесса и качеству концентратов предъявляются особенно высокие
требования, схема, изображенная на рис. 48, б, не применяется.
156
Выбор и расчет технологических схем
Грохочение
^2
^Г ^2
О
\Сухая магнитная сепарация |
При относительно крупной вкрапленности, обеспечивающей воз-
можность обогащения руды в первой стадии с применением сухой
магнитной сепарации и при пониженных кондициях, предъявляемых
к качеству концентрата, схема, изображенная на рис. 48, б, может
оказаться экономически выгодной [29, 53, 117].
Если при неравномерной и относительно крупной вкрапленности
в руде магнетита и пустой породы последняя представлена более
крупными выделениями, чем магнетит, то при пониженных требо-
ваниях к качеству концентрата может оказаться выгодной схема
обогащения, приведенная на рис. 48, в.
Последняя, однако, обладает тем же не-
достатком, что и схема на рис. 48, б,
и не может обеспечить получение вы-
сококачественного концентрата во вто-
рой стадии обогащения.
Построение схемы маг-
нитного обогащения в от-
дельных стадиях. Материал
мельче 6 мм обычно обогащается
мокрой, а крупнее 6 мм — сухой маг-
нитной сепарацией. В последнем случае
могут быть два варианта схемы — без
предварительного и с предварительным
грохочением материала на два или три
класса (рис. 49).
Предварительное грохочение при-
меняется для повышения технологи-
ческих показателей магнитной сепара-
ции или же одновременно и с целью
получения в хвостах сепарации клас-
сифицированного по крупности материала, например строительного
щебня [83, 117].
При мокрой магнитной сепарации разделение материала на
отдельные классы крупности применяется в редких случаях для
получения зернистого и шламистого концентратов. Первый напра-
вляется в агломерацию, а второй используется для приготовления
окатышей.
До последнего времени в отдельных стадиях магнитной сепара-
ции применялись простые схемы обогащения, включавшие одну
или две операции магнитной сепарации. В последние годы в связи
с появлением двух- и трехбарабанных сепараторов стали применять
более сложные схемы магнитного обогащения, напоминающие схемы
коллективной флотации на флотационных фабриках [49].
Экспериментальные исследования показали, что включение опе-
раций перечисток концентрата и операций контрольной сепарации
хвостов позволяет повысить производительность сепараторов в отдель-
ных операциях, поэтому значительного увеличения общего числа
] Измельчение | /Весты
\____________
Рис. 49. Вариант обогащения
с предварительным грохоче-
нием материала
di — d2, йг — ds, ds — 0 — круп-
ность классов
Схемы обогащения руд черных металлов
157
сепараторов пе требуется. В то же время применение более сложных
схем повышает технологические показатели обогащения.
В стадиях обогащения (рис. 50), где выделяются отвальные
хвосты и некондиционный концентрат, следует применять схему «,
включающую контрольную сепарацию хвостов. В стадиях обогаще-
ния, где выделяются два окончательных продукта — кондиционный
концентрат и отвальные хвосты, следует применять схему б, вклю-
чающую основную сепарацию, контрольную сепарацию хвостов
и одну, две или три перечистки концентрата. Требуемое число пере-
чисток концентрата, как и крупность измельчения перед отдельными
стадиями обогащения, устанавливаются исследовательскими ра-
ботами.
а
6
Основная магнитная
сепарация
Концентрат Контрольная наг
(промпро нитная сепарация
Вукт) ^1ромпройукт |
ЛВосты
? перечистка
^Концентрат
2 перечистка
^Концентрат I
J перечистка	^омпродукт
ОсноЙнал магнитная
_____сепарация
^Концентрат	i Хвосты
______ Контрольная маг
нитная сепарация
Лбосто/
б последующую стадию
обогащения
Промлройукт	----Промпройукт
| Измель чение |
Концентрат
Рис. 50. Схемы магнитной сепарации в отдельных стадиях обогащения
Магнитная флокуляция затрудняет операции классификации
по крупности и фильтрования и, наоборот, облегчает операцию сгу-
щения. Поэтому концентраты магнитного обогащения перед посту-
плением их в гидроциклопы, механические классификаторы и
фильтры следует подвергать размагничиванию, а размагниченные
концентраты перед сгущением следует намагничивать.
При сгущении намагниченных концентратов вследствие магнит-
ной флокуляции в слив выносятся преимущественно тонкие немаг-
нитные шламы пустой породы. Поэтому в операциях сгущения про-
исходит некоторое обогащение сгущенных продуктов железом, твер-
дая же фаза слива сгустителей (гидросепараторов) имеет низкое
содержание железа и направляется в хвосты.
С целью удаления в хвосты пустой породы в крупных зернах
операция магнитной сепарации часто включается в замкнутый цикл
измельчение — классификация. В этом случае через магнитные
сепараторы проходит вся циркулирующая нагрузка, что требует
установки большого числа сепараторов. Поэтому экономическая
целесообразность включения магнитной сепарации в замкнутый
цикл измельчения в каждом случае должна быть обоснована рас-
четом.
158
Выбор и расчет технологических схем
В качестве примера на рис. 51 приведена проектная схема обогащения
тонковкрапленных магнетитовых руд на обогатительной фабрике II Южно-
криворожского горнообогатительного комбината.
Схема включает три стадии обогащения. В первую стадию поступает слив
стержневых мельниц, вторая стадия включена в замкнутый цикл измельчения
в шаровых мельницах, в третью стадию поступает слив гидроциклонов круп-
ностью 95% —0,074 мм [69]. В первых двух стадиях выделяются отвальные
[а =37,5
| Дробление 4 стадий)
СИзмельчение
Магнитная сепарация
4 Концентрат
Магнитная сепарация
Измельчение L
Магнилтая сепарация
------- ’ [Мосты
Мосты
^Концентрат
Магнитная сепарация
мост*
2=20,0
/3--1Ц0
£=7,5
---Концентрат
Размагничивание
Классификация
□	\CnuS
Лески ОСезЗохиНание
Сгущенни1М1родукт 7=1,0
Магнитная сепарация Л т.
^Концентрат
Магнитная сепарация
[концентрат Д
Магнитная сепарация л. „и
- --	ПосКС0^
ты
2=11,0
ft =17,4
£-5,1
2=21,0
fl=15,3
£--£,6
Сгущение
f Слаб I
ФильтроВание L
У =1,0
,	г ',13=37,5'
ЛерепиЗ ^ипотрап^'-'.Ч
/=46,0
fl = 63(64)
£=77,3
/-54,0
ft =15,в
£=22,7
Концентрат
Мосты
Рис. 51. Проектная схема обогащения тонко-
вкрапленных магнетитовых руд на обогатитель-
ной фабрике II Южно-Криворожского горно-
обогатительного комбината
хвосты и бедные концентраты, в третьей стадии — кондиционный концентрат
и отвальные хвосты. Перед классификацией материал размагничивается.
Намагничивание слива гидроциклонов перед обезвоживанием производится
магнитными системами, встроенными в гидросепараторы.
Схемы получения «сверхбогатых» концен-
тратов. Для процессов прямого восстановления железа и порош-
ковой металлургии, сталеплавильного производства требуются кон-
центраты с высоким содержанием железа и малыми содержаниями
вредных примесей.
Исследования, проведенные за последние годы в СССР, показали
возможность получения сверхбогатых концентратов из руд Олене-
Процессы и схемы обогащения углей
159
горского, Ено-Ковдорского, Михайловского, Гаринского и др. место-
рождений. Полученные концентраты содержали 68—71% железа
и удовлетворяли кондициям по содержанию вредных примесей.
При обогащении этих руд только часть железа извлекается в сверх-
богатый концентрат, вторая же часть извлекается в концентрат
для доменного производства. Для выделения сверхбогатого концен-
трата требуется тонкое измельчение черновых концентратов — до
95—100% — 0,05 мм. Выделение сверхбогатых концентратов дости-
гается: или применением схем, включающих увеличенное число
стадий обогащения и увеличенное число перечисток концентрата
магнитной сепарацией; или путем трехкратной классификации бога-
тых концентратов магнитного обогащения в магнитных конусах
с целью удаления в слив шламов пустой породы и бедных сростков;
или дополнительным флотационным обогащением богатых магнитных
концентратов.
Схемы обогащения комплексных магне-
титовых руд. К комплексным относятся магнетитовые руды,
содержащие кроме железа другие ценные компоненты, например
кобальтоносный пирит, сульфиды меди, свинца и цинка, ильменит,
апатит. Такие руды обогащаются по комбинированным схемам,
включающим магнитную сепарацию и флотацию хвостов магнитной
сепарации, с целью извлечения дополнительных ценных компо-
нентов .
§ 9. Процессы и Схемы обогащения углей
Факторы, определяющие выбор процесса и схемы обогащения
Обогащение углей имеет назначением удаление минеральных при-
месей, содержащихся в сланцевых прослойках угля и попадающих
в уголь при добыче из вмещающих угольный пласт горных пород.
При обогащении углей для материала крупнее 0,5—1,0 мм при-
меняются гравитационные процессы, а в случае необходимости обо-
гащения мелкого материала — флотация.
При выборе схемы обогащения угля важное значение имеет вопрос
о глубине обогащения. Под глубиной обогащения понимается макси-
мальная крупность зерен мелкого класса угля, который не подвер-
гается обогащению, а используется в естественном виде.
Выбор технологической схемы обогащения угля определяется:
назначением угля и в связи с этим требованиями, предъявляемыми
к его качеству; категорией обогатимости угля; влажностью угля;
характеристикой крупности угля и зольностью отдельных его клас-
сов; характеристикой вкрапленности минеральных примесей, обу-
словливающих зольность угля.
Назначение угля. В зависимости от свойств угли
используются: для коксования с целью получения металлургиче-
ского топлива, в качестве энергетического топлива, для газифика-
ции с целью получения горючих газов, а также для полукоксования
160
Выбор и расчет технологических схем
и гидрогенизации с целью переработки на жидкое топливо, при про-
изводстве цемента, извести и кирпича [251.
Коксующиеся угли являются наиболее ценными, а требования,
предъявляемые к их качеству, значительно выше требований, предъ-
являемых к качеству энергетических углей. Поэтому для коксу-
ющихся углей следует применять более эффективные процессы,
совершенные технологические схемы и глубокое обогащение. Коксу-
ющиеся угли подвергаются обогащению в тех случаях, когда золь-
ность и содержание серы в рядовом угле выше допускаемых конди-
ций. Обычно угли для коксования обогащают при зольности, пре-
вышающей 7%. Концентраты отгружаются коксохимическим заво-
дам в несортированном виде.
Энергетические угли подвергаются обогащению в тех случаях,
когда это экономически выгодно. Для них применяются более про-
стые схемы и менее глубокое обогащение, обычно до 6—12 мм. Кон-
центраты неспекающихся энергетических углей сортируются на
классы по крупносги в соответствии с действующими стандартами.
Малозольные энергетические угли обогащению не подвергаются.
Схема обработки таких углей определяется требованиями, предъ-
являемыми к крупности отдельных классов. Малозольные неспека-
ющиеся угли марок А, Д, Г и механически прочные угли марок Т
и Б дробятся до 100 мм и сортируются на классы 50—100, 25—50,
13—25, 6—13, 0—бзьм. (При сортировке бурых углей последний
класс имеет крупность 0—13 мм, а при повышенной влажности бурого
угля 0—25 мм). Механически прочные и термически устойчивые
антрациты дроблению не подвергаются. При их сортировке выде-
ляются классы 4-100, 50—100, 25—50, 13—25, 6—13 и 0—6 мм.
Категория обогатимости угля. Каменные угли
в зависимости от трудности их обогащения подразделяются на
несколько категорий. Трудность обогащения угля определяется
содержанием в нем промпродукта, плотность которого больше плот-
ности малозольных угольных фракций, извлекаемых в концентрат,
но меньше плотности породных фракций, удаляемых в хвосты. Чем
больше содержание в угле промпродукта, тем труднее он обогащается.
Классификация углей по обогатимости в зависимости от содер-
жания промпродукта приведена в табл. 26.
Таблица 26
Классификация углей по обогатимости
Содержание промпродукта п pit доном угле	До 4%	4-8%	8-14%	Более 14%
Категория обогкти- мости	Легкая	Средняя	Трудная	Очень трудная
Примечание. Промпродуктом для легко- и средне об огатимых углей считаются
фракции плотностью от 1,5 до Г,8 г/см3; для труднообогатимых углей—фракции плот-
ностью от 1.4 до 1.8 г/см3; для антрацитов—фракции плотностью от 1,8 до 2,1 а/слгз [77].
Процессы и схемы обогащения углей
161
Для легкообогатимых углей при прочих равных условиях допу-
стимы менее эффективные процессы обогащения, более простые
технологические схемы и высокая производительность обогатитель-
ных машин. Наоборот, труднообогатимые угли требуют более эффек-
тивных процессов обогащения, усложненных технологических схем
и снижения производительности обогатительных машин.
Влажность угля. От содержания в угле внешней влаги
зависит метод выделения из угля перед гравитационными процес-
сами обогащения пылеватого материала крупностью < 0,5 мм. При
содержании внешней влаги до 5—5,5% удаление такого материала
производится методом обеспыливания или обеспыливания с после-
дующим обесшламливанием угля. При более высокой влажности
угля применяется обесшламливание.
Влажность угля определяет также возможность применения
пневматического обогащения мелких его классов. При содержании
внешней влаги в угле свыше 4—5% пневматическое обогащение дает
неудовлетворительные результаты и поэтому без предварительной
подсушки угля применяться не может.
Характеристика крупности угля и золь-
ность отдельных его классов оказывают влияние
на выбор метода и глубины обогащения. При высоком содержании
класса > 6 мм более выгодным является обогащение в суспензиях,
а при низком — обогащение отсадкой или в суспензионных цик-
лонах.
Содержание в угле класса < 0,5 мм и зольность этого класса
влияют на выбор глубины обогащения коксующихся углей. При
низкой зольности класса < 0,5 мм и малом выходе появляется воз-
можность его подшихтовки к концентрату. В этом случае класс
< 0,5 « 1,0) мм в обогащение не поступает. Он выделяется в виде
пыли, которая присоединяется к концентрату.
Характеристика вкрапленности мине-
ральных примесей в у г j е влияет на выбор числа ста-
дий обогащения. Если в угле не содержится загрязняющих примесей
в виде мелких выделений или содержание их в этой форме незначи-
тельно, то могут применяться одностадиальные схемы обогащения,
т. е. схемы без дополнительного дробления промпродуктов. В про-
тивном случае промпродукты подвергаются додрабливанию. При
обработке высокосернистых коксующихся углей с мелкими вклю-
чениями серного колчедана дополнительному дроблению должен
подвергаться не только промпродукт, но и концентрат, выделяемый
при отсадке крупного класса.
Характеристика вкрапленности минеральных примесей влияет
также на максимальную крупность угля, поступающего в обогаще-
ние. При крупных включениях породы и колчедана в обогащение
поступает уголь крупностью до 300—100 мм. При более мелкой
вкрапленности крупность угля, поступающего в обогащение, сни-
жается до 50 мм, а в некоторых случаях и до 12 мм.
11 Заказ 760.
162
Выбор и расчет технологических схем
Выбор процесса обогащения
Глубина обогащения. Коксующиеся угли с большим
выходом и высокой зольностью класса 0,5 мм следует обогащать
полностью, в противном случае класс < 0,5 мм нельзя будет исполь-
зовать для коксования. При незначительном выходе класса < 0,5 мм
и низкой его зольности он может добавляться в угольную шихту
.для коксования без предварительного обогащения. Таким образом,
глубина обогащения коксующихся углей лежит в пределах от 0
.до 0,5 мм.
Глубина обогащения энергетических углей обычно находится
д пределах 6—25 мм, чаще 6—13 мм. Она зависит от расстояний,
на которые перевозятся угли, и от мощности котельных установок.
На крупных механизированных котельных установках возможно
сжигание высокозольных углей при высоких к. п. д. Поэтому угли,
предназначенные для сжигания в крупных котельных, обогащаются
до меньшей глубины или не обогащаются совсем, если расстояние
перевозки их невелико. При дальних перевозках углей обогащение
должно быть более глубоким.
Вопрос о наивыгоднейшей глубине обогащения энергетических
углей в каждом случае должен решаться на основе экономических
расчетов. При добыче энергетических углей гидроспособом уголь
поступает на обогатительную фабрику в мокром виде. В этом
случае глубину обогащения угля экономически выгодно доводить
до 0,5 мм.
Пневматическое обогащение имеет ограничен-
ную область применения. Оно может применяться для сильно шла-
мующихся в воде энергетических углей (которые нельзя обогащать
мокрым способом) и для легкообогатимых и сухих энергетических
углей с пониженной зольностью. В последнем случае пневматиче-
скому обогащению подвергается только средний по крупности класс.
Наиболее легко обезвоживающийся крупный класс поступает в мок-
рое обогащение, а самый мелкий класс используется в необогащенном
виде.
Обогащение в моечных желобах. Преимуще-
ствами процесса обогащения в желобах по сравнению с отсадкой
являются: простота, компактность и дешевизна аппарата, меньшие
эксплуатационные расходы и капитальные затраты. Недостатки:
пониженная эффективность обогащения, особенно для мелких клас-
сов; более сложное регулирование процесса; необходимость цирку-
ляции больших количеств промпродуктов; необходимость наблю-
дения за большим числом разгрузочных камер в случае обогащения
мелкого материала.
Для мелкого угля « 10—13 мм) процесс обогащения в желобах
но может конкурировать с отсадкой или с обогащением в суспен-
зионном циклоне. Обогащение крупных классов в желобах является
менее экономичным, чем обогащение в суспензиях. Обогащение
Процессы и схемы обогащения углей
163
в желобах не предусматривается типовыми схемами обогащения
углей [16].
Обогащение в тяжелых суспензиях произ-
водится в сепараторах с поступательным и вращательным движением
суспензии. В сепараторах с поступательным движением суспензии
разделение кусков породы и угля происходит под действием силы
тяжести, а в сепараторах с вращательным движением суспензии —
под действием центробежных сил, превосходящих в несколько раз
силы тяжести. Первая разновидность процесса применяется для
обогащения крупного > 6 (10) мм, вторая — для обогащения мел-
кого 10 (6) — 0,5 (0,2) мм материала.
Процесс обогащения в суспензиях имеет ряд существенных пре-
имуществ по сравнению с другими гравитационными процессами
и является наиболее прогрессивным. За последние годы обогащение
в суспензиях каменных углей, особенно крупных классов, получило
очень широкое применение.
Основные преимущества процесса обогащения в суспензиях заклю-
чаются в высокой технологической эффективности его, в возмож-
ности автоматического регулирования, нечувствительности к измене-
ниям производительности и качества исходного продукта. Суспен-
зионные сепараторы просты по конструкции и имеют высокую
производительность.
Точность разделения при обогащении в суспензиях крупных
классов достигает I = 0,002—0,003 и при обогащении мелких клас-
сов I = 0,009—0,016, в то время как при обогащении отсадкой точ-
ность разделения обычно лежит в пределах I — 0,10—0,19 (средняя
0,17). Высокая точность разделения в суспензиях приводит к тому,
что практические показатели обогащения очень близки к теорети-
ческим, получаемым при опытах лабораторного расслоения угля
и продуктов обогащения в тяжелых жидкостях.
Применяемые методы автоматического регулирования процесса
позволяют поддерживать постоянство плотности суспензии в узких
пределах с точностью до 0,003—0,005 г/см3. Это обеспечивает высо-
кое качество и стабильность результатов обогащения.
Для обогащения мелкого угля (класс 10—0,5 мм) в последнее
время нашел применение процесс обогащения в суспензионных
циклонах. Основные преимущества этого процесса по сравнению
с отсадкой состоят в получении более высоких технологических пока-
зателей. Недостаток процесса — повышенная стоимость обогащения
вследствие увеличения расхода энергии, материалов и затрат на
ремонт оборудования. Капитальные затраты при обоих процессах
примерно одинаковы.
По типовым технологическим схемам Центрогипрошахта [16]
процесс обогащения в суспензиях должен применяться в следующих
случаях: для крупного (> 10—13 мм) класса коксующихся углей
всех категорий обогатимости при условии, что содержание этого
класса в рядовом угле не менее 15—20%; для энергетических углей,
Н*
164
Выбор и расчет технологических схем
кроме добываемых гидроспособом, при глубине обогащения до 6,
13 и 25 мм.
Обогащение мелкого класса угля в суспензионных циклонах
типовыми технологическими схемами не предусматривается. Это
объясняется более высокими эксплуатационными расходами при
обогащении мелкого класса в циклонах по сравнению с отсадкой.
Выбор одного из этих процессов может быть сделан только путем
технико-экономического их сравнения в конкретных условиях про-
ектирования.
Гидравлическая отсадка может применяться для
обогащения углей любой категории обогатимости. До настоящего
времени отсадка является основным процессом обогащения каменных
углей. Однако за последние годы относительное количество угля,
обогащаемого отсадкой, непрерывно уменьшается, что объясняется
более широким применением процесса обогащения в суспензиях
для крупного материала и флотации — для шламов.
По типовым технологическим схемам Центрогипрошахта гидра-
влическую отсадку надлежит применять в следующих случаях: для
обогащения класса <10 (13) мм коксующихся углей всех катего-
рий обогатимости, содержащих не менее 15—20% крупного класса
(обогащаемого в суспензиях); для обогащения неклассифицирован-
ных коксующихся углей легкой и средней обогатимости, содержа-
щих незначительное количество крупного класса; для обогащения
класса крупнее 0,5 мм энергетических углей, добываемых гидро-
способом.
Флотация применяется для обогащения мелочи < 0,5 мм
коксующихся углей.
В связи с механизацией горных работ содержание мелочи в рядо-
вых углях за последние годы все время увеличивалось и достигло
20—30%. Значительно увеличилась также зольность угольной
мелочи. По этим причинам флотационный процесс получил в насто-
ящее время очень важное значение и широкое применение при обо-
гащении коксующихся углей.
При флотации шламов (мелочи) коксующихся углей часто полу-
чают два товарных продукта — концентрат для коксования и пром-
продукт (хвосты процесса), используемый как топливо. При таких
условиях не требуется выделения отвальных хвостов, поэтому оказы-
вается возможным применение наиболее простой схемы обогащения,
включающей лишь одну операцию флотации. В случае необходи-
мости получения кондиционного концентрата для коксования
и отвальных хвостов применяются схемы, включающие основную
и одну или две контрольные флотации с возвратом концентратов
контрольных флотаций в предшествующие операции.
Схемы с перечисткой концентрата основной флотации приме-
няются в редких случаях, так как введение перечисток при большом
выходе концентрата значительно увеличивает число флотационных
машин и приводит к обводнению процесса.
♦
Процессы и схемы обогащения углей
165
Концентрация на столах применяется для обога-
щения мелких классов угля. Трехъярусные концентрационные
столы конструкции института Механобр установлены на Ново-Кон-
дратьевской обогатительной фабрике для обогащения угля круп-
ностью 3—0 мм. Основной недостаток концентрационных столов
заключается в их громоздкости.
Типовые схемы обогащения каменных углей
Типовые схемы обогащения каменных углей, разработанные
Центрогипрошахтом [16], получили следующие условные обозна-
чения: ТП — тяжелые суспензии, полное обогащение, т. е. при
глубине до 0 мм; НП — обогащение неклассифицированного угля
отсадкой при глубине до 0 мм; НО,5 — обогащение неклассифици-
рованного угля отсадкой при глубине до 0,5 мм; Тб, Т13, Т25 —
обогащение угля в тяжелых суспензиях при глубине до 6, 13 и 25 мм.
Схема ТП (рис. 52) предназначена для коксующихся углей
всех категорий обогатимости, содержащих крупный класс (> 10—
13 мм) в количестве не менее 15—20%.
Крупный класс угля обогащается в суспензиях, а мелкий —
в отсадочных машинах.
Из шламов выделяется в гидроциклонах класс + 0,5 мм и воз-
вращается в отсадку. Мелкие шламы крупностью —0,5 мм сгущаются
с применением коагулянта в цилиндрическом сгустителе и поступают
на флотацию. Флотационный концентрат и фугат от обезвоживания
концентрата отсадки обезвоживаются в осадительных центрифугах
пли фильтр-прессах. Фугаты центрифуг поступают для осветления
в шламовые отстойники или в фильтр-прессы. Флотационные хвосты
могут обезвоживаться в фильтр-прессах, в центрифугах с последу-
ющим осветлением фугата в хвостохранилище или в фильтр прессе
в хвостохранилище.
Некондиционная суспензия поступает в сборник, а затем на
специальный магнитный сепаратор, обеспечивающий малую влаж-
ность магнитного продукта. Немагнитный продукт подвергается
контрольной сепарации на втором сепараторе. Магнитные продукты
обоих сепараторов объединяются, размагничиваются и направляются
в операцию автоматического регулирования плотности суспензии.
Далее через сборник кондиционная суспензия возвращается в про-
цесс. Получаемые при регенерации суспензии шламы поступают
в цикл обработки шламов.
Предусматриваются следующие подварианты схемы ТП: обога-
щение в суспензиях угля крупнее 6 мм с предварительным разделе-
нием его на два класса; повторное обогащение промпродукта для
труднообогатимых углей; выделение концентрата в первом, а пром-
продукта и хвостов — во втором сепараторах; при гидротранспорте
угля из шахты он в виде пульпы поступает в обезвоживающий бункер
или на сито грохота с отверстиями 6—10 мм. Операция дробления
166
Выбор и расчет технологических схем
а
Грохочение
\300-0
__________Грохочение
\ 300-13(10)
Рбесшламливание (
\>13	~ “I]
Сепарация 0 =18
^Промпродукт ^Хвосты
Отмывка суспензии
НС ^Хвосты
КС
нс
Регенерация
суспензии
Суспензия(д=1,8)
В Оборот
13(10)-О
13 0
(Ю-0)
ОВезВожиВаниена
Отсадка
ШШнцентрапМромпроВукт
О рез В о жида н ие
_______f Шлам'
Поомпродукт |	Обезвоживание
Сепарация S=),35 | <Ругат\
Ъконцгнтрат \Ш;'КОнцеи- J
Отмывка суспензии трат
JKC НС
\Концентрол!
'Промпродукт
Хвееть
| Футт
ш>дукт
Шлам'
Часты
Регенерация
суспензии
Шлаки
КС
НС
Примечание:
кондиционная
суспензия
некондиционная
суспензия
Л
®®©|@®
Классификация
Огиароциклоне
ЛЛ	И ^<0,S
f Сгущение
В отсадку Г СгущенннВУм
1 продукт f
бодав оборот | Флотация-]
Магнит
ныипродукт
Некондиционная суспензия
(®> Сборник
Магнитная
сепарация
-	^Немагнитный
Магнитная пР"укт
сепарация
Концентратj Шлам
Сушка
i	Газ]
Концентров |
Цчисткагаза
Обезвоживание
^Хвосты Шлам
Газ
Обезвоживание
немагнит
@^Г
| Размагничивание]
t	6 гидроциклом
__________(схема В)
Регулирование плот
ности суспензии
Кондиционная суспензия
В процесс
]лг
2

б
А
ВодаВоВорот Промпродукт
Рис. 52. Схема ТП обогащения коксующихся углей с применением
суспензии и отсадки при глубине до 0 мм:
а — схема обогащения и обезвоживания крупных и мелких классов; б — схема
обогащения шламов; в — схема регенерации суспензии
Процессы и схемы обогащения углей
167
в этом случае исключается вследствие отсутствия крупных кусков
в угле.
Схема НП (рис. 53) предназначена для коксующихся углей
легкой и средней обогатимости, содержащих незначительное коли-
чество класса крупнее 10 мм (не более 15—20%). Схемой предусмат-
ривается обогащение в отсадочных машинах неклассифицирован-
Грохочение
~+Ю0 I100-0
(U
0 тсадка
„ t концентрат	\ Промпродукт	ХХВосты I
К л асси/рикация и обезвоживание' ।
100-13 \1tyo ~\Шлан \WO:I3 \t3-0	\i£3£p_ | _ j
,Шлам_______
. Обезвоживание
Обезвоживание на дуговом сите
' - - - ^'Промпродукт
>0,5
спис „
1 Сгущенный
^продукт
Обезвоживание
на дуговом сите
>0,5	№'0
| Улотацйя~у
'	/ уониентоалМвоа1.
0 безвожибание
100-13
13-0
100-1(3)
Хвосты
Концентрат
Обезвоживание
Обезвоженный
продукт
Фугат
Вода в
оборот
\I3-0
Концентрат Очистка еаза
Газ
Пром
продукт
Шпам
Сгущение
|	----(гущенный продукт
I Обезвоживание

I
Обезвоженный продукт
вода В оборот
Рис. 53. Схема НП обогащения коксующихся неклас-
сифицированных углей отсадкой при глубине до 0 мм
ного угля крупностью 100—0 мм. Выделенные при обезвоживании
продуктов шламы поступают на флотацию.
Возможность получения высоких технологических показателей
при отсадке неклассифицированного материала для углей легкой
и средней обогатимости доказана практикой отечественных и зарубеж-
ных обогатительных фабрик. Установлено, что добавка в питание отса-
дочной машины мелкой пустой породы с целью повышения плот-
ности среды является эффективным способом снижения потерь угля
в хвостах при отсадке неклассифицированного материала.
168
Выбор и расчет технологических схем
Капитальные затраты и эксплуатационные расходы для обогати-
тельных фабрик с отсадкой неклассифицированного угля приблизи-
тельно на одну четверть меньше по сравнению с фабриками, приме-
няющими перед отсадкой операции классификации и обеспыливания.
Обезвоживание концентрата и хвостов флотации производится
по таким же вариантам, как в схеме ТП. Вопрос о необходимости
сушки промпродукта решается в зависимости от конкретных усло-
вий проектирования. Схемой предусматривается отсадка без по-
>13
Пульпаиз шахты
бункер
>0,5	Спив\<0,5
Обезвоживание
на дуговом сите
'<0,5
——if—
О т с а д к а
Хвонцеитрат [пром- I
----X-—--------’продукт 1
Обесшламливание	Хвосты
]<g5_____________
5шята! е_05	(
13-6 Обезвоживание Сгущенный.
на дуговом сите продукт
Обезвоживание т
1К-ЛС ™	।
t>0.5
Классификация
и обезвоживание
>50	50-25 25-13
Сгущение
Слив
,__ Обезвоживание
6-0,5	Ругат,
Сушка
___________| ^Газ
1	Очистка газа
6-0
Газв
атмосферу
Шлам ,
водав
оборот
Рис. 54. Схема НО,5 обогащения отсадкой неклассифици-
рованных энергетических углей, выдаваемых из шахты
гидротранспортом, глубина обогащения до 0,5 мм
вторного обогащения промпродукта. Такой способ отсадки рекомен-
дуется при установке многосекционных автоматических отсадочных
машин.
Схема НП может применяться и при выдаче коксующихся углей
из шахты гидротранспортом. Первоначальные операции обработки
угля совпадают с указанными на схеме НО,5.
Схема НО,5 (рис. 54) предназначена для энергетических
углей, выдаваемых из шахты гидротранспортом. Получаемый кон-
центрат после обесшламливания сортируется на классы крупности
и одновременно обезвоживается. Класс 6—0,5 мм подвергается
дополнительно обезвоживанию на дуговом сите и в вертикальных
центрифугах типа НВВ-1000. Подрешетные шламы и фугаты посту-
Процессы и схемы обогащения углей
169
пают в цилиндрический сгуститель, сгущенные шламы обезвожи-
ваются в центрифуге типа УЦМ-3 и далее сушатся в трубах-сушилках
или в барабанных сушилках.
Схема Тб (рис. 55) предназначена для обогащения энергети-
ческих углей и антрацитов всех категорий обогатимости при глубине
обогащения до 6 мм. Она может быть дополнена пневматическим
обогащением средних по крупности классов.
\зоо-о
Грохочение
\25-6
Обесшламлибание
\25~6
Сепарация
_____ Концентрат у весты
Отмывка суспензии
\ 300-25
Сепарация
^Концентрат Хвосты
-суспензии
“'\Концек
'г '.т?ат -----
^Ьдроблен^Во0 И рС ЪЖ'Рг]
^^ЮОми 3	4 Дкон%ентратСт1
Классификация т	Кл~~~ ---
|—j
100-50 50-25
Некондиционная
суспензия
Отмывка суспензии
2Г^очение^юр_о
Классификация.
6-0
6-0
Кондиционная
суспензия
1,3,5
orп с Обезвоживание
а-/з кто на дуговом сите
Ойв5
Обезвоживание
6-0,5 ФугалЛ.
<0,5
Продукты, 2,4,6
Регенерация
суспензии
Сгущение
Обезвоживание
Шлам из
регенерации
В оборот
Примечание.
КС - кондиционная суспензия
НС - некондиционная суспензия
6-0
вода В оборот
/

Рис. 55. Схема Тб обогащения энергетических углей и антрацита
в суспензиях, глубина обогащения до 6 мм
Схема Т13 (рис. 56) предназначена для обогащения энерге-
тических углей, антрацитов и сланцев при глубине обогащения до
13 мм. Эта схема аналогична схеме Тб. Различие схем состоит лишь
в том, что по схеме Т13 в обогащение поступает только один класс
-|-13 мм, а не два класса (4-25 и 25—6 мм). Если содержание в угле
класса 13—6 мм мало, то обогащение может производиться до глу-
бины 6 мм по схеме, аналогичной схеме Т13, т. е. в этом случае в сепа-
рацию будет поступать один класс крупностью -|-6 мм. С небольшими
изменениями данная схема может быть применена для обогащения
энергетических углей, выдаваемых из шахты гидротранспортом.
Схема Т25 (рис. 57) предназначена для обогащения углей,
антрацитов и сланцев при глубине обогащения до 25 мм. Схема
170
Выбор и расчет технологических схем
имеет целью механизировать выборку пустой породы из крупных
классов угля. Она может применяться и для коксующихся углей,
когда класс —25 мм может быть использован для коксования в необо-
гащенном виде. При обогащении энергетических углей, требующих
рассортировки, схема должна быть дополнена операциями дробле-
Грохочение
ОвесшламлиВание
{>13
Сепарация
^Концентрат	^Хвосты
Отмывка с у с п е н з и и
13-0
13-0
[КС \НС ]конценгра1\КС \НС
Грохочение ♦? тл
' Г, Гцпп тп\-о " 
- рБЯоо toc\-Q
\J Дробление до
100мм
Классификация
100-50 50-25 25-13
Некондиционная
суспензия
Продукты 2,U
13-0
ХВосты
Обезвоживание..
--------------Фугат
13-0
. Сгущение
^mf^Te
Фильтрование
Шлам j
. Фильтрат
Хвосты
Вода 6
оборот
Регенерация
суспензии
КС
Шламы из регенерации
Кондиционная суспензия,
продукты 1,3
| Сборник~\
„Слив 1 „ _
т Кондиционная суспен
Зия В оборот
Примечание.
КС- кондиционная
суспензия
ОС - некондиционная
суспензия
Рис. 56. Схема Т13 обогащения энергетических углей и ант-
рацита в суспензиях, глубина обогащения до 13 jmai
ния и классификации (см. рис. 56). Шламы от регенерации суспен-
зии осветляются в наружном отстойнике.
Описанные типовые схемы обогащения углей характеризуются
следующими особенностями: широким использованием для обога-
щения крупных классов процесса разделения в суспензиях; исклю-
чением операций предварительной классификации, обеспыливания
и обесшламливания при отсадке коксующихся углей легкой и средней
обогатимости; применением для операций обесшламливания и клас-
сификации по круппости 0,5 мм дуговых сит и гидроциклонов; при-
Схемы обогащения песков россыпных месторождений
171
менением для окончательного обезвоживания мелкого материала
высокопроизводительных центрифуг и фильтр-прессов \ переходом на
полностью замкнутую водошламовую схему с использованием эффек-
тивных коагулянтов при операциях сгущения.
[>25
Сепараци я
^Концентрат| Хвосты
Отмывка с у с п е н з и и
<25
Концентрат
Неконд
иционная суспензия
Хвосты
Кондиционная
суспензия
Регенерация
с успензии
yl/лам
Овезвоживание
| С Борн и к |
вода
।  Слив /1
Концентрат / в оБорот
Кондиционная
суспензия
Шлам Хвосты 25 О
Рис. 57. Схема Т25 обогащения углей в суспензиях,
глубина обогащения —25 леи
Можно предполагать, что для обогащения мелкого класса угля
получат широкое применение суспензионные циклоны.
§ 10. Схемы обогащения песков россыпных месторождении
Наиболее важное промышленное значение имеют четыре группы
россыпных месторождений: содержащие благородные металлы; содер-
жащие касситерит, вольфрамит, танталит, ниобит; содержащие
титановые, циркониевые и ториеворедкоземельные минералы; содер-
жащие алмазы а. Обычно россыпные руды являются комплексными.
В россыпных рудах зерна полезных минералов находятся в сво-
бодном состоянии, поэтому в схемах обогащения этих руд операции
дробления и измельчения, как правило, отсутствуют. Подготовка
к обогащению состоит в дезинтеграции песков и последующем их
1 В настоящее время практика использования осадительных центрифуг и
фильтр-прессов еще недостаточна для решения вопроса о целесообразности
применения этих машин вместо вакуум-фильтров.
2 Плотность самородных благородных металлов составляет 15—19 г/см1 2 3',
касситерита, вольфрамита, танталита и ниобита — 6—8 г/сл3; титановых,
циркониевых и ториево-редкоземельных минералов — 4,2—5,2 г/сл3; алмазов —
3,5 г!см3.
172
Выбор и расчет технологических схем
грохочении на сите грохота с отверстиями 6—25 мм, с выделением
в нижнем классе эфелей и * верхнем — гали. Операция грохочения
является одновременно операцией обогащения по крупности, так
как основная часть ценных компонентов концентрируется в мелком
классе (в эфелях), в крупном же классе (в гале) извлекается незна-
чительная их часть, представленная крупными самородками (в слу-
чае их наличия). После улавливания самородков специальными
уловителями крупный класс направляется в хвосты, а мелкий —
в дальнейшее обогащение.
Мокрая дезинтеграция производится в барабанных грохотах
(бочках), барабанных дезинтеграторах (скрубберах), на плоских
грохотах или площадках под действием сильной струи воды, выбра-
сываемой монитором, в желобах (шлюзе) под действием быстрого
потока воды. Для труднопромывистых песков иногда применяют
корытные мойки, устанавливаемые перед скруббером-грохотом. Опе-
рации дезинтеграции и грохочения часто осуществляются в одном
аппарате — барабанном грохоте или скруббере-грохоте, но операция
дезинтеграции во времени должна предшествовать операции грохо-
чения. При непосредственной загрузке песков для промывки на
шлюз операции дезинтеграции и обогащения также осуществляются
в одном аппарате, но и в этом случае дезинтеграция предшествует
концентрации.
Схема обогащения песков состоит из двух циклов — основного
и цикла доводки. В первом цикле удаляется в хвосты основная масса
пустой породы и получается грубый концентрат при максимальном
извлечении в него ценных компонентов. Вследствие низкого абсолют-
ного содержания полезного компонента в россыпных рудах и высо-
кой его стоимости выход концентрата из основного цикла обычно
бывает мал, ценность же его значительна. Эти два обстоятельства
позволяют применять в цикле доводки более сложные схемы обога-
щения, чем в основном цикле, для полного извлечения всех ценных
компонентов в товарные продукты.
Обогащение россыпных руд в основном цикле производится гра-
витационными процессами — на шлюзах, отсадкой, на винтовых
сепараторах. При обогащении алмазоносных песков и пород широко
применяется сепарация в тяжелых суспензиях. Для перечисток
мелких концентратов часто используются концентрационные столы
[102].
Выбор процесса обогащения зависит в основном от крупности,
плотности и формы зерен извлекаемых минералов.
Если пески содержат только крупное золото О 0,2 мм), то обо-
гащение может производиться на шлюзах (рис. 58) при высокой их
производительности.
Простейшая схема обогащения а на шлюзах небольших размеров
может дать высокое извлечение только при обработке легкопромы-
вистых россыпей с крупным золотом, не содержащих значительного
количества валунчатого материала. При гидравлическом методе
Схемы обогащения песков россыпных месторождений
173
разработки россыпей с крупным золотом применяется такая же схема,
но в этом случае большое сечение шлюза, значительная его длина,
сильное разбавление песков водой и высокие скорости потока обеспе-
чивают хорошую дезинтеграцию и достаточно полное извлечение
золота, позволяя в то же время транспортировать по шлюзу валуны
размером до 300 мм.
При других методах раз-
работки россыпей, в случае
отсутствия или небольшого
содержания мелкого золота,
применяются схемы бив.
В схеме в хвосты первого
шлюза подвергаются грохо-
чению на сите грохота с бо-
лее мелкими отверстиями,
чем на сите первого грохота.
Меньшая крупность мате-
риала, поступающего на вто-
рой шлюз, дает возможность
понизить скорость потока
и тем самым создать более
благоприятные условия для
улавливания мелкого золота.
Повторное обогащение на
шлюзах мелкой фракции хво-
стов основного шлюза часто
применяется и при гидрав-
лической разработке россы-
пей 170].
При содержании в песках
крупного и значительного
количества мелкого золота
« 0,20 мм) для обработки
эфелей следует применять
комбинированную схему, включающую обогащение на шлюзах
и отсадку, или обогащение на шлюзах и контрольное обогащение
хвостов шлюза на винтовых сепараторах.
Отсадочные машины устанавливаются перед шлюзами или на
хвостах шлюзов. В случае установки отсадочных машин перед шлю-
зами устраняется необходимость частого сполоска шлюзов, но при
наличии в песках самородков требуется периодическая остановка
отсадочных машин для удаления самородков.
Винтовые сепараторы устанавливают для улавливания мелкого
золота. При наличии в песках также и крупного золота винтовые
сепараторы следует устанавливать после коротких шлюзов. Назна-
чение последних состоит в улавливании крупного золота (у^мм),
которое на винтовых сепараторах извлекается хуже, чем на шлюзах.
а
Обогащение
на шлюзах
Концентрат Хвосты
в доводку g .
Дезинтеграция
и грохочение
^реля1*
боля в отвал
‘ "^Хвосты
' ♦
Дезинтеграция
и грохочение
\з$еля	|+
ftS	Галявотвал
-----------^Хвосты
Грохочение
Рис.
°нашлюзахе Мелкая галя
нашлюзах ротвал
1	Хвосты
Концентрат
в доводку
58. Схемы обогащения россыпных
руд, содержащих золото
174
В ыбор и расчет технологических схем
При установке на драгах вместо отсадочных машин винтовых сепа-
раторов увеличивается извлечение золота на 5—10%, уменьшаются
простои драги, сокращается на 35—40% расход воды и уменьшается
на 15—60% себестоимость обработки песков. В то же время произ-
водительность обогатительных устройств драги повышается на 150—
165% [103].
Схемы основного цикла обогащения песков, содержащих редкие
металлы, титановые и циркониевые минералы, включают операции
дезинтеграции, грохочения и обогащения мелкого класса грохота
в отсадочных машинах и на винтовых сепараторах. Для перечистки
концентрата часто применяются концентрационные столы. Обога-
щение на шлюзах не позволяет получить высокое извлечение редко-
метальных минералов, поэтому на крупных обогатительных фабри-
ках применявшиеся ранее шлюзы заменены отсадочными маши-
нами [102].
Отсадкой эффективно извлекаются округлые зерна касситерита
крупностью до 0,040—0,045 мм и колумбита крупностью до 0,055—
0,060 мм. При обогащении отсадкой крупные зерна извлекаются
лучше, чем мелкие, а при обогащении на винтовых сепараторах лучше
извлекаются зерна средней крупности — от 4 до 0,1 мм. Зерна
мельче 0,050—0,074 мм на винтовых сепараторах извлекаются плохо,
а зерна крупнее 4 мм извлекаются хуже, чем зерна крупностью
4—0,25 мм. Округлая форма зерен способствует их извлечению отсад-
кой и затрудняет извлечение на винтовых сепараторах. Наоборот,
пластинчатая форма зерен облегчает извлечение на винтовых сепа-
раторах и ухудшает извлечение отсадкой. Наличие тонких шламов
в количестве, превышающем 15%, повышает вязкость пульпы
и затрудняет обогащение на винтовых сепараторах. В этом случае
требуется обесшламливание песков.
Концентрационные столы и автоматические шлюзы при низких
нагрузках способны извлекать более тонкие зерна, чем винтовые
сепараторы (табл. 27).
Таблица 27
Извлечение ценных минералов различной крупности при обогащении
песков, содержащих титановые и циркониевые минералы, на винтовых
сепараторах и на концентрационных столах [102]
Крупность зерен, мм	Извлечение, %	
	на винтовых сепараторах	на концентрационных столах
4—0,25	До 99,5	До 99,5
0,25-0,1 0,1—0,074	} До 95,2	До 99,4 До 95,2
—0,074	До 30-40	До 85,5
Схемы обогащения песков россыпных месторождений
175
Из приведенных выше данных следует, что при содержании
в песках части полезных минералов с высокой плотностью (более 6—
6,5 г/см8) в виде крупных зерен округлой формы лучше применять
обогащение отсадкой. При средней крупности зерен (4—0,1 мм),
пластинчатой их форме и пониженной плотности следует приме-
нять винтовые сепараторы, а при очень мелких зернах могут быть
а
♦
л Промывка
о скруббер- оу таре
Отсадка
не(+8)
Концентрат Хвосты
-трат
Концентрация
Мосты
I Г
। Промпродукт
Концентрат
в доводку
Отса'дка Отсадка
"Ххвосты
КоицеА Хвосте^
^mnflTTJ	11 —*1 >	-
1'____Г .Лодрешетный
| концентрат
Концентрация
Конце* Проело- увосты
Концентрация 11
и ттд
Оромпродукгп f
Концентрат М
,	Надреш
ныв концентрат Хвосты
вотвал
в доводку
Хвосты
в отвал
6 i
Промывка
в скруббер-бутаре
\е-о
Грохочение
„г \Г0	]8-2
Обогащениена ’---------------
винтовомсепаратоое
Концентрат	j Хвосты
Обогащение на вин-
товом сепараторе
Обогащений на вин
товом сепараторе
Концентрация
| увосты
Промлродцкп^ ж
Концентрат
в доводку
Хвосты
/вОСЛ7б/
в отвал
8
Рис. 59. Типичные схемы обогащения россыпных руд, содержащих редкие
металлы, титановые и циркониевые минералы:
а, б — схемы для крупвовернистых песков; в — схема для тонковернистых песков
применены и трехъярусные концентрационные столы института
Механобр или автоматические многоярусные шлюзы.
Типичные схемы основного цикла обогащения песков, содерж ащих
редкие металлы, титановые и циркониевые минералы, приведены
на рис. 59.
Доводка концентратов основного цикла обогащения произво-
дится по схемам, включающим магнитную и электрическую сепара-
цию, концентрацию на столах, флотогравитацию, флотацию, сушку.
Схема доводки определяется минералогическим составом и крупно стью
176
Выбор и расчет технологических схем
концентрата. Перед магнитной и электрической сепарациями
черновой концентрат, как правило, классифицируется по крупности.
Схемы основного цикла при обогащении алмазоносных песков
включат операции дезинтеграции, грохочения и обогащения отсад-
кой или в тяжелых суспензиях. В обогащение поступают только
средние классы крупности, крупные и мелкие классы направляются
в отвал. Выбор максимальных и минимальных размеров зерен,
поступающих в обогащение, зависит от крупности алмазов, содер-
жащихся в россыпи. Обычно максимальная крупность обогащаемых
зерен лежит в пределах 25—8 мм, а минимальная 2,5—0,5 мм [63,
64, 102].
При обогащении средних классов отсадкой применяется пред-
варительная классификация по узкой шкале с модулем 2 или 3.
Обогащение в сепараторах с поступательным движением суспен-
зии применяется для материала крупнее 1,8—3 мм. В суспензион-
ных циклонах может обогащаться материал крупностью до 0,8—
0,5 мм. Узкой классификации при обогащении в суспензиях не тре-
буется, например на центральной обогатительной фабрике в Усть-
Оранжевой на обогащение в суспензиях поступает класс 25 (16) —
2,8 мм. Перед обогащением в суспензиях выделяется магнетит, так
как он затрудняет регенерацию ферросилиция, применяемого в каче-
стве утяжелителя.
Вследствие высокой ценности алмазов и сравнительно неболь-
шой разницы в плотности алмазов (3,5 г!см3) и пустой породы (2,7—
2,9 г!см3) наиболее перспективным для основного цикла обогащения
алмазоносных россыпей и пород является процесс разделения в сус-
пензиях. При этом типовая схема основного цикла включает следу-
ющие операции: дезинтеграцию песков; классификацию на четыре
класса крупности с направлением первого (самого крупного) и чет-
вертого (самого мелкого) классов в отвал, как не содержащих алма-
зов; обогащение второго класса крупности в сепараторах с посту-
пательным движением суспензии; обогащение третьего (более мел-
кого) класса в суспензионных циклонах; выделение суспензии из
продуктов обогащения и ее регенерацию по обычной схеме.
Концентраты основного цикла обогащения поступают в доводку.
В зависимости от минералогического состава и крупности чернового
концентрата при доводке применяются разные схемы обогащения,
включающие процессы грохочения, магнитной и электрической сепа-
рации, обогащения на жировых лентах и на жировых столах, обога-
щения на люминесцентных автоматических и ручных сепараторах.
§ 11. Схемы обогащения вольфрамовых и оловянных коренных руд
Вольфрамовые руды, содержащие шеелит, обогащаются флота-
цией. Схемы обогащения руд, содержащих касситерит и вольфрамит
(гюбнерит), имеют два цикла — основной, или рудный, и цикл
доводки. В основном цикле удаляется в хвосты с помощью гравита-
Схемы обогащения вольфрамовых и оловянных коренных руд
177
ционных процессов основная масса пустой породы и получается
черновой концентрат. В концентрат извлекаются не только оловян-
ные и вольфрамовые минералы, но и другие минералы, с большой
плотностью — сульфиды, окислы железа, барит, гранат и другие.
Черновой концентрат направляется в цикл доводки, которую выгод-
нее производить на хорошо оборудованных центральных доводочных
фабриках.
При проектировании схемы обогащения для вольфрамитовых
и касситеритовых руд необходимо предусматривать мероприятия
по ограничению ошламования полезных минералов, чтобы умень-
шить потери металла. Ограничение ошламования достигается: при-
менением многостадиальных схем обогащения; применением для
операций дробления и измельчения аппаратов, действующих преи-
мущественно по принципу раздавливания, а не истирания, особенно
при измельчении богатых продуктов; применением для поверочной
классификации при измельчении аппаратов, обеспечивающих высо-
кую эффективность процесса, т. е. преимущественно грохотов и гид-
равлических классификаторов; включением в циклы измельчения
операций обогащения для извлечения ценных минералов по мере их
освобождения от сростков; тщательным обесшламливанием матери-
ала перед операциями, в которых выделяются отвальные хвосты;
выделением в операциях обогащения двух промпродуктов — бога-
того, содержащего сростки и свободные зерна полезных минералов,
и бедного, содержащего только сростки, причем богатые промпро-
дукты возвращаются в обогащение без дополнительного измельчения,
бедные промпродукты доизмельчаются и поступают в последующую
стадию обогащения; быстрым удалением концентрата из отсадочных
машин.
Для крупных классов при большой производительности обога-
тительной фабрики следует применять обогащение в суспензиях.
Мелкие зернистые классы обогащаются отсадкой и концентрацией
на столах.
Перспективной для вольфрамитовых и касситеритовых руд
является схема обогащения зернистых продуктов гравитационными
методами, а шламов и промпродуктов — флотацией с целью выде-
ления бедного концентрата для гидрометаллургии. Для тонковкра-
пленных вольфрамитовых руд представляет большой интерес фло-
тационная схема обогащения с последующей гидрометаллургией
концентрата.
С целью уменьшения ошламования при мелком дроблении и измель-
чении желательно эти операции производить в валках. Однако на
практике для измельчения руды и промпродуктов применяются
стержневые мельницы, как более производительные и надежные
в работе. Так как переизмельчение в стержневых мельницах больше,
чем в короткоконусных дробилках, то для ограничения ошламова-
ния минералов следует по возможности большую часть работы дро-
бления производить в конусных дробилках и меньшую часть работы—
12 Заказ 760.
178
Выбор и расчет технологических схем
в мельницах. Желательно, чтобы крупность дробленой руды в конус-
ных дробилках совпадала с крупностью, при которой обеспечивается
выделение значительного количества отвальных хвостов или части
чернового концентрата.
Типовая схема основного цикла обогащения вольфрамовых и оло-
вянных руд с неравномерной вкрапленностью полезных минералов
показана на рис. 60 [121].
,______♦
| Продление до 6'нн \
Грохочение
0-2f~	"12-0
Отсадка	*-----
|	^Измельчение до 2 мн
Концентрат Грохочение^
1
£
К7
Отсадка
Концентрация
t \Пронпро'>\
Концентрат \дукт (
Пасть!
Ги д р ав л и ческая классификация
1Г 0,5	\ 0,5-0,2	\02 0,074 0,074
Отсадка Концентрация Кониентрация
I пЛ .-Ляпы I	“Т~1
Концентрация I 1 Про^к^кты I
1 Оронлро-\Л К0НЦЫ1 Хвосты
Чентрацдухт	Мосты-троту
-т/.
Хвосты
-о
^Измельчение доОрвнн
Отсадка
Концентрация
КрИзнельчение
_____|	до 0,5 нн
_____Гидравлическая классификация
i0,5-0,3	^0,3-0,15	\о,15-0,07Р 0,0Я\-О
Отсадка	Концентрация Крнценкррация V
Мосты f 1 I пронлродукты I I Оронлродукты 1
КМсенфШ'
7млро-
кт
Мосты Концен-
Мосты трат.
| Пронпрос /кты | | П/тыпродукты |
Мосты Концен-
трат .
Мосты

1
аланы в оддгащение на шлюзах
Рис. 60. Типовая схема основного цикла обогащения вольфрамовых и оловян-
ных руд с неравномерной вкрапленностью полезных минералов (обогащение
зернистой части)
Схема имеет четыре стадии обогащения при максимальной круп-
ности питания 6; 2; 0,5 и 0,15 мм. Четвертая стадия обогащения сов-
мещена со второй стадией (разгрузка мельницы, измельчающей пром-
продукты до 0,15 мм, объединяется с продуктом 2—0 мм, посту-
пающим во вторую стадию обогащения). Хвосты выделяются из
классов не крупнее 0,5 мм.
Доизмельчение промпродуктов до 0,5 и до 0,15 мм производится
в стержневых мельницах, работающих в замкнутых циклах с гид-
равлическим классификатором и обогатительным аппаратом (отса-
дочной машиной, концентрационным столом).
Включение операции обогащения в замкнутый цикл мельница —
классификатор ограничивает ошламование и обеспечивает наиболее
полную реализацию принципа «не дробить ничего лишнего».
Схемы обогащения вольфрамовых и оловянных коренных руд
179
При ином характере вкрапленности типовая схема изменяется
в следующих направлениях: при отсутствии крупных выделений
первая стадия обогащения (отсадка класса 6—2 мм) может быть
исключена; при крупной вкрапленности может быть исключена
четвертая стадия обогащения (при обогащении класса 2—0,5 мм
выделяются хвосты и два промпродукта).
Для лучшего обесшламливания материал 2—0 мм перед гидра-
влической классификацией может подвергаться предварительной
механической классификации.
На обогатительных фабриках малой производительности число
классов гидравлической классификации может быть уменьшено
до трех. Кроме того, схему можно упростить путем совмещения
некоторых операций, например гидравлической классификации пер-
вой и второй стадий с одновременным совмещением операций обога-
щения.
Схема обогащения шламов основного цикла обогащения воль-
фрамовых и оловянных руд показана на рис. 61.
Класс мельче 0,013 мм в обогащение не поступает. Вторая пере-
чистка концентрата для всех классов крупности производится на
концентрационных столах, остальные операции обогащения произ-
водятся на автоматических шлюзах.
В случае малой производительности обогатительной фабрики
или низкого содержания полезных металлов в шламах схема может
быть упрощена: уменьшением числа очисток хвостов тонкой фракции;
направлением в отвал фракции —0,018 мм вместо фракции
—0,013 мм; уменьшением числа поступающих в обогащение фрак-
ций до двух, например в обогащение можно направить фракции
крупностью 0,074 — 0,036 и 0,036 — 0,018 мм. Целесообразность
упрощения схемы должна быть подтверждена экономическими
расчетами.
Шламы при простом составе пустой породы можно также обраба-
тывать флотацией. Применяемые для этого схемы включают операции
сгущения или обесшламливания исходного продукта, основную
флотацию, две или три перечистки концентрата, одну или две кон-
трольных флотации. Если в шламах имеются сульфиды, то они пред-
варительно флотируются в отдельном цикле. Из хвостов оловянной
флотации касситерит иногда дополнительно извлекают на шлюзах.
Бедный флотационный концентрат также иногда перечищается на
шлюзе или на шламовом концентрационном столе. Полученные при
флотации некондиционные вольфрамитовые концентраты могут пере-
рабатываться гидрометаллургией (автоклавным процессом).
Черновые концентраты основного цикла обогащения поступают
в доводку. При доводке применяются флотогравитация, пенная
флотация, магнитная и электрическая сепарация, обжиг, гидроме-
таллургия. Выбор схемы доводки определяется крупностью и мине-
ралогическим составом черновых концентратов.
12*
180
Выбор и расчет технологических схем
Расчет количественных схем
181
§ 12. Расчет количественных схем при обогащении гравитационными
и магнитными процессами
Методы расчета количественных схем обогащения руд гравита-
ционными и магнитными процессами аналогичны расчету схем фло-
тации (см. главу IV, § 7).
Для устойчивого протекания гравитационных процессов в неко-
торых случаях требуется получение определенного выхода пром-
продукта, тогда этот показатель, наряду с показателями извлечения
и содержания, необходимо включать в число исходных показателей
при расчете схемы.
Расчет схемы обогащения каменных углей несколько отличается
от расчета схемы обогащения руд. Это различие заключается в сле-
дующем.
Расчеты схемы обогащения руд ведутся на основе предваритель-
ных испытаний по обогащению сырья, проведенных в аппаратах
тех же типов, которые будут установлены на проектируемой обога-
тительной фабрике. Поэтому численные значения исходных пока-
зателей можно брать такими, которые получились при испытаниях.
Расчет схемы обогащения углей ведется на основании лабораторных
опытов расслоения проб углей в тяжелых жидкостях. Практические
показатели обогащения углей не будут совпадать с полученными
при опытах расслоения, поэтому возникает необходимость перехода
от лабораторных или «теоретических» показателей к практическим *.
При обогащении руд процессы ошламования минералов в опера-
циях транспортирования и обогащения не имеют существенного
значения и при расчете схемы не принимаются во внимание. При
обогащении углей происходит значительное ошламование их, которое
необходимо учитывать при расчете количественной схемы.
Исходными материалами при расчете схемы обогащения углей
являются: ситовые анализы угля и зольность отдельных его классов
крупности; результаты опытов расслоения классов угля в тяжелых
жидкостях; результаты опытов флотации шламов; практические
данные, характеризующие ошламование угля в операциях транспор-
тирования, грохочения, обогащения и обезвоживания, практиче-
ские данные, характеризующие эффективность грохочения, потери
твердого в фугатах, фильтратах, в сливах сгустителей и в газах
сушильных печей.
Расчет практических результатов обогащения на основании
«теоретических» результатов может быть сделан двумя методами —
по показателям извлечения отдельных фракций угля в продукты
обогащения и по показателям содержания легкой, промпродуктовой
и породной фракций в продуктах обогащения. При первом методе
расчета в качестве исходных показателей.служат показатели извле-
чения, а при втором методе — показатели содержания. Первый
1 Метод пересчета показателей см. главу II, § 2.
182
Выбор и расчет технологических схем
метод является более точным, поскольку показатели извлечения
всегда более стабильны, чем показатели содержания.
Расчет схемы обогащения углей производится на основании сле-
дующих допущений: количество дополнительно образовавшихся
«вторичных» шламов принимается равным количеству «первичных»
шламов в рядовом угле [77]; шламы крупностью 0,5 мм при
отсадке полностью переходят в концентрат (основная масса попав-
ших в концентрат шламов удаляется при последующих операциях
обезвоживания концентрата на грохотах); характеристика крупности
зернистой части продуктов обогащения не отличается от характе-
ристики крупности зернистой части поступающего в отсадку угля;
все зернистые классы, т. е. классы крупнее 0,5 мм, шламуются
в одинаковой степени; процессы ошламования происходят при отсадке
и в предшествующих отсадке операциях.
При расчете схемы обогащения в тяжелых суспензиях следует
исходить из следующих положений:
количество циркулирующей суспензии в зависимости от типа
сепаратора колеблется от 1,5 до 4—-5 м3 (в среднем 2—3 м3) на 1т
обогащаемого материала;
расход утяжелителя при обогащении руд 0,2—0,5 кг/т и при
обогащении углей 0,5—1,5 кг/пг,
объем неразбавленной суспензии в верхних классах первых дре-
нажных грохотов составляет 35—45% от объема (в плотной массе)
дренируемого материала;
количество суспензии, удаляемой из сепаратора с тяжелым про-
дуктом, зависит от способа его разгрузки (примерно 0,5 м3 на 1т
продукта);
расход воды: на отмывку шламов перед обогащением в суспен-
зиях 0,5—1,2 м3/т для руды и 0,4—0,8 м3/т для угля; на отмывку
утяжелителя от продуктов обогащения 1,0—1,2 м3/т для руды
и 0,8—1,2 м3/т для угля; при регенерации магнетитовых и ферро-
силициевых суспензий магнитной сепарацией 0,5—1Лм3/т твер-
дого;
объем разбавленной суспензии составляет около 1 м3/т исход-
ного материала.
Содержание утяжелителя в суспензии рассчитывается по фор-
муле
„ 6 (Д-1)
р Д(д-1) ’
где р — весовое содержание утяжелителя в суспензии в долях еди-
ницы;
6 — плотность утяжелителя, г 1см3;
А — плотность суспензии, г/см3;
1 — плотность воды, г/см3.
Примерная количественная и шламовая схема обогащения 100 т
руды в тяжелой суспензии приведена на рис. 62. Плотность суспен-
зии принята 2,8 г/см3, утяжелителя (ферросилиция) 6,7 г/см3.
Расчет количественных схем
183
Вода 55 м3
110; 2,0; О
Грохочение 03мм
-Jpfl -4#| *3
Ю; 52,2; О
_ "	100; 4,8; О
На обогащение -------------------
другими методами
Сухой ферросилиций 0,05 т
100; 136,6 ; 42ч
200:6=2,8
195,2; Л =2,85 Обогащение В суспензии Д =2,8
70; 24; 74
35; Л =2,8
О; 131,8; 424
} 30; 112,6; 350
165; 6=2,8
/рохочение 02 мм	Грохочение 0 2мм
О;1О9,5;34О0 Суспензия g; 16,8; 51,7
Вода 30м}
160,5 Л =2,8
30;3,1;9,5
4,5; 6= 2^
30; 33,1; 9,5
24,5; 6=2,8
О; 126,3;392,2
185; Л =2,8
{Грохочение 02мн
0,3;31,2;9,Ч9 "
I 29,7;1,9;0,01
Грохочение 02мм
70; 7,2; 22,3
10,5; Л =2,8
Вода 70м3
" 70;77,2;22,3
0,7:73,0:22,28
Легкий
продукт
Намагничивание
1,0; 104,2;31,77
69,3;4,2;о,ог
Тяжелый
продукт
1,0; 147,7;31,77
Сгущение
Вода 16 м3	ур;49,0;31,77
Магнитная
Маенитныи
^продукт
О; 49,0; 31,
сепарация
Магнитная
| О;98,7;О
СливТоборотная
Вода)
сепарация
Магнитный
продукт
Уплотнение суспензии
0;5,5;31,75 О; 43,5; о
1,0;16,0;0,02
Немагнитный продукт
на обогащение другими
методами
Рис. 62. Примерная количественная и шламовая схема обогащения
руды в тяжелой суспензии. Обозначения в числителе: руда, т\
вода, л8; утяжелитель, т\ в знаменателе: объем суспензии в про-
дукте, л3; Д — плотность суспензии, г!см3. Пунктиром показано,
что часть кондиционной суспензии может при
необходимости направляться в уплотнение
184
Выбор и расчет технологических схем
§13. Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды
Целью проектирования шламовой схемы является: обеспечение
оптимальных отношений Ж : Т в операциях схемы; определение
количества воды, добавляемой в операции или, наоборот, выделяе-
мой из продуктов при операциях обезвоживания; определение отно-
шений Ж : Т в продуктах схемы; определение объемов пульпы для
всех продуктов и операций схемы; определение общей потребности
воды по обогатительной фабрике и составление баланса по воде.
Принятые обозначения:
Rn — весовое отношение жидкого к твердому в операции или в про-
дукте, численно равное отношению м3 воды/1 т твердого;
JVn — количество воды в операции или в продукте, м3 в единицу
времени;
Ln — количество воды, добавляемой в операцию или к продукту,
м3 в единицу времени;
$п — влажность продукта в долях единицы;
бп — плотность твердого в продукте, т!м3',
Vn — объем пульпы в продукте, м3 в единицу времени;
In — удельный расход свежей воды, добавляемой в отдельные
операции, м31т твердого.
Основные соотношения:
Wn=RnQn- =
Vn
О _ Яп
1 +	- Qn + Wn ’
On	On
(83)
(84)
(85)
(86)
Исходные показатели для расчета шламовой схемы
Для получения высоких показателей обогащения каждую опера-
цию обработки продукта необходимо проводить при оптимальном
отношении Ж : Т, т. е. при оптимальном значении R. Эти значения
устанавливаются по данным испытаний обогатимости исходного
сырья и учета опыта действующих обогатительных фабрик. Уста-
новленные значения R являются исходными показателями для
расчета шламовой схемы. Они относятся к первой группе исходных
показателей.
Так как разжижение любого продукта можно изменять путем
добавки к нему пли, наоборот, выделения из него воды, то отсюда
Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды
185
следует принципиальная возможность создания оптимальных раз-
жижений во всех операциях обогащения. Однако, если увеличение
значения R легко достигается добавкой воды, то уменьшение его
требует операций обезвоживания, громоздких в конструктивном
оформлении. Поэтому операции обезвоживания продуктов следует
вводить в схему в тех случаях, когда они существенно необходимы
для повышения технологических показателей.
Во многих операциях обработки не имеется возможности регу-
лировать влажность некоторых продуктов, выходящих из этих опе-
раций. Так, например, при механической классификации нельзя
простыми способами регулировать влажность песков. В операциях
флотации при заданных выходе, качестве концентрата и реагентном
режиме нельзя в широких пределах регулировать влажность кон-
центрата. То же самое можно сказать в отношении операций кон-
центрации на столах, отсадки, промывки, магнитной сепарации.
Во всех перечисленных операциях обогащения изменения разжиже-
ния в поступающем в обработку продукте практически не будут
изменять влажности получаемых концентратов, но будут значительно
влиять на влажность хвостов. Из приведенных примеров видно, что
часть продуктов, выходящих из операции обогащения, будет иметь
относительно постоянную или колеблющуюся в узких пределах
для заданных условий влажность. Значения R для таких продуктов
составляют вторую группу исходных показателей для расчета шла-
мовой схемы.
Для успешного осуществления некоторых технологических опе-
раций необходимо не только обеспечить оптимальное отношение
Ж : Т в питании, но и подавать в операцию определенное количество
дополнительной воды (например, при отсадке, концентрации на
столах, промывке, гидравлической классификации и др.). Нормы
расхода дополнительной воды па 1 т обрабатываемого продукта
являются также исходными показателями при расчете схемы и соста-
вляют третью группу исходных показателей.
Оптимальные отношения Ж : Т в операциях и продуктах, а также
расход дополнительной воды колеблются в широких пределах в зави-
симости от свойств обрабатываемого материала и требований, предъ-
являемых к продуктам обработки. Поэтому исходные показатели
должны устанавливаться на основании результатов исследователь-
ских работ и по практическим данным обогатительных фабрик, обра-
батывающих близкое по составу сырье. Для ориентировочных рас-
четов можно пользоваться данными табл. 28 и 29.
При пользовании таблицами необходимо учитывать: для мате-
риалов высокой плотности содержание твердого в питании и в про-
дуктах операций должно быть выше, чем для материалов низкой
плотности; для крупных и зернистых материалов содержание твер-
дого в питании и продуктах в большинстве случаев должно быть
выше, чем для мелких и шламистых; флотации богатых продуктов
с легкофлотирующимся минералом содержание твердого в пенных
186
Выбор и расчет технологических схем
Таблица 28
Ориентировочные весовые содержания твердого
в некоторых операциях и продуктах обогащения
Наименование операций и продуктов	Содержание твердою, О/ /о	
	в питании операции	в продук- тах
Измельчение в стержневых и шаровых мельницах . . . Слив классификаторов при измельчении до:	65-80	—
0,3 мм		—	28—50
0,2 мм ........................	—	25—45
0,15 мм .......................	—	20—35
0,10 мм 		—	15-30
Пески реечных классификаторов		—	75—85
Пески спиральных классификаторов		—	80-85
Пески гидроциклонов	 Основная флотация первой стадии при двухстадиальных	—	60—70
схемах	 Основная флотация при одностадиальных схемах и ос-	30—50	—
новная флотация второй стадии для руд		20-35	—
То же, для углей 		17—25	—
Перечистка концентратов флотации 		15-30	—
Концентраты основной флотации		—	25-45
Концентраты контрольной флотации		—	25-35
Концентраты перечистных операций флотации 		—	30-50
Отсадка каменных углей		30—40	—
Отсадка руд	 Продукты отсадки, выдаваемые обезвоживающими эле- ваторами:	40—50	—
крупные 		—	80—90
мелкие зернистые	 Продукты отсадки, выдаваемые через краны, насадки и	—	75-85
через порог 		—	30-50
Концентрация на столах		25-35	—
Тяжелые продукты со столов 		—	40-60
Промежуточные продукты со столов		—	30-45
Гидравлическая классификация		30—50	—
Песковые фракции гидравлической классификации . . .	—	20—50
Мытые продукты наклонных корытных моек	 Сгущенные продукты сгустителей при сгущении рудных	—	90—85
концентратов перед фильтрованием		—	50—70
То же, при сгущении угольных шламов	 Фильтрование флотационных угольных концентратов без	—“	25—35
предварительного сгущения 		30-40	82—76
Фильтрование угольных шламов после сгущения ....	25—35	80—76
Центрифугирование мелкого угольного концентрата . . Обезвоживание в бункерах крупного угольного концент-	85-82	93—91
рата		93-91	93—95
То же, породы углеобогатительных фабрик		70—82	84-89
Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды
187
Таблица 29
Ориентировочные нормы добавки воды в операциях обработки
(дополнительно к воде, поступающей с питанием)
Наименование операций
Расход воды
на 1 тп твер-
дого, лнЗ
Отсадка крупных классов угля, +12 (8) мм ...............
Отсадка мелких классов угля, —12 (8) мм.................
Отсадка неклассифицированного угля, 100—0 мм ......
Отсадка руд в отсадочных машинах с подвижным решетом . .
Отсадка руд в диафрагмовых отсадочных машинах...........
Отсадка руд в поршневых отсадочных машинах..............
Концентрация руд на столах..............................
Промывка руд в наклонных корытных мойках................
Промывка руд в скрубберах...............................
Промывка руд в горизонтальных корытных мойках ..........
Промывка руд в бутарах..................................
Гидравлическая классификация с получением трех нижних
классов ................................................
Мокрое грохочение и обесшламливание на грохотах.........
Обмывка при обезвоживании на грохотах:
угольных концентратов ..................................
угольных шламов ......................................
Смывка флотационных концентратов по желобам.............
Отмывка шламов перед обогащением в суспензиях:
РУДЫ..................................................
угля.....................;............................
Отмывка суспензии от продуктов обогащения:
РУДЫ....................................................
угля..................................................
Общий расход воды:
флотационные и мокрые магнитообогатительпые фабрики
углеобогатительные фабрики, применяющие отсадку . . . .
углеобогатительные фабрики с обогащением в тяжелых сус
пензиях ................................................
промывочные фабрики ..................................
3,5-4,5
3,0—3,5
3,0-4,0
3,0-4,0
3,5—5,0
6,0—8,0
1,5—2,5
3,0-6,0
1,0—2,0
1,0—2,0
4,0-10,0
0,5—1,5
1,0-2,5
0,30—0,50
1,0
0,5—1,5
0,5—1,2
0,4—0,8
1-1,2
0,8—1,2
3-6
6-8
1,2—2,0
4-8
продуктах будет выше, чем при обратных условиях; расход свежей
воды при отсадке и гидравлической классификации для крупного
материала больше, чем для мелкого; расход воды при промывке
зависит от промывистости руды.
Порядок расчета шламовой схемы
1.	Устанавливают численные значения исходных показателей.
2.	Составляют вспомогательную таблицу, куда записываются
вес продуктов по данным расчета количественной схемы и исходные
показатели для расчета.
3.	По формуле Wn = RnQn подсчитывают и записывают во вспо-
могательную таблицу количества воды для тех продуктов и опера-
ций, для которых известны по исходным показателям значения R.
188
Выбор и расчет технологических схем
4.	По уравнениям баланса определяют количество воды, доба-
вляемое в отдельные операции или в отдельные продукты, и одно-
временно подсчитывают количество воды во всех продуктах схемы,
5.	По формуле (83) подсчитывают значения Rn.
6.	По формуле (86) подсчитывают объемы пульпы для всех про-
дуктов и операций.
7.	Результаты расчета шламовой схемы оформляют в виде таблицы
и графика.
8.	Составляют баланс воды по обогатительной фабрике, опреде-
ляют общий расход воды и удельный ее расход на t т обогащаемого
полезного ископаемого.
Пример расчета шламовой схемы
Рассчитать шламовую схему для операций тонкого измельчения, флотации
и обезвоживания (рис. 63). Вес отдельных продуктов известен из расчета коли-
чественной схемы.
классификация^ Лески
7	'''^41
ИзмельчгК}-------
миг .П_|/7«га
~~^-£2г^00_Изиельчение<.
Классёи.
—Л
ЛЛ
\ Основная флотация_________
у 0 Концентрат ЛЛеосты
пт eui/rmpn'^ Контрольная
I ~^ис,т(1Мосты флотация
| ^^енцентрат ^^/с^'оицентрат
£-я nepevucmea	_________
/7^»нцонтрат ^рхвосты------------
/9
--V
--Я
—ул
-Ш

Сгущение________
2t^~ ]22
Слив ’Оияьтрование
। Хвосты
JX
Фильтрат Концентрат
Рис. 63. -К расчету шламовой схемы
1. Устанавливаем численные значения исходных показателей по отчетам
об исследовательских работах и по данным обогатительных фабрик, перераба-
тывающих аналогичное сырье (табл. 30).
2, 3. Составляем вспомогательную таблицу, куда записываем вес твердого
в отдельных продуктах и операциях, найденный при расчете количественной
схемы, исходные показатели для расчета шламовой схемы и значения Wn, под-
считанные для продуктов и операций с известными значениями Rn по формуле:
Wn = RnQn (табл. 31).
Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды
189
Таблица 30
Исходные показатели для расчета шламовой схемы
I группа. Оптимальные значения Я, которые необходимо обеспечить		II группа. Нерегулируе- мые вначенин R		III группа. Нормы расхода свежей воды в отдельных операциях
Q0 о ’н oi © сч II II	II II	II ** г* > ►> « °= *	=	оо	о	о	£ **	=4	«	о II	II	II	II	II ц ft;	“5	10	S3 р S О’ м II II II II КЗ 0 О О СЛ СлЭ ьз О СП W	ЙЭ SB > Il 'll 11 w	КЗ о сл Ь	Для транспорта концентра- та в сгуститель: Z17 = l,5 м3/т, тогда: ^1Х “	+ ^17 = = 1,5+1,5 = 3,0 м3/т
Таблица 31
Вспомогательная таблица для расчета
шламовой схемы
Хе опера- ций и продуктов	ml сутки		W ™ П9 Л13 / сутки	JA опе- раций и продуктов	Qm т 1 сутки	«в	^п, м3/сутки
I	2000	0,03	60	13	600				
2	4000	—	—	VI	600	4,0	2400
1	4000	0,3	1200	14	400	2,0	800
3	4000	0,3	1200	15	200	—	—
и	4000	—	—	VIII	400	4	1600
4	2000	1,5	3000	16	300	1,5	450
5	2000	0,25	500	17	100	—	—
6	6000	—	—	VII	1900	2,8	5320
III	600	—	—	18	200	3,0	600
7	2000	2,5	5000	19	1700	—	—
8	4000	0,3	1200	20	400	—	—
IV	4000	0,4	1600	IX	300	3,0	900
9	4000	0,4	1600	21	0	—	—
10	2400	—	—	22	300	1,0	300
V	2400	2,8	6720	X	300	1,0	300
11	500	2,5	1250	23	0	—	—-
12	1900	—	—	24	300	0,11	33
4. Определяем количества воды, добавляемой в отдельные операции, и коли-
чества воды в отдельных продуктах.
Определяем (по уравнению баланса воды для операции I):
И'1+И'5+Л1 = И'1; ^=^-^-^5 =
= 1200 — 60 —500 = 640 м3/сутки.
190
Выбор и расчет технологических схем
Последующие расчеты Л и W производим аналогичным обра-
зом:
^ц=И74+ W5 — И^ЗООО + 500—1200= 2300 м3/сутки;
^щ = ^1 1’^8 — Wg— И74 = 5000 + 1200 —1600 — 3000 = 1600 м3/сутки',
Ljy = WlV— H/g= 1600—1200 = 400 м3/су тки.
Дальнейшие расчеты ведем с конца схемы обогащения:
^УШ= ^VIII — W^t4 = 1600—800= 800 м3/сутки;
Wzj6 = Prvln — lF17 = 1600— 450=1150 м3/сутки;
^VI = ^VI — »^11 — W'i6 = 2400—1250 —1150 = 0 м3/сутки;
И/15 = Жу1 — РИ14 = 2400 — 800 = 1600 м3/сутки;
W20 = И\б + Ии = 1600 + 600 = 2200 м3/сутки;
LV = lVV ~ W7 — lV2o = 6720—5000—2200 = —480 м3/сутки.
Значение Ly получилось отрицательным. Это показывает, что воду нужно
не добавлять, а, наоборот, удалять, т. е., чтобы обеспечить заданное оптимальное
значение Ry, необходимо ввести операцию сгущения. Учитывая, что избыток
воды составляет лишь незначительную часть от оптимального ее количества
в операции V, от сгущения питания основной флотации отказываемся. Тогда:
Ц' = 0; 1Гу=1Г7+Ж20 = 5000 +2200 = 7200 м3/сутки и
ЛУ=7Г^=4^5б’=3’° (вмест0 2,8),
’	(/у Z+UU
Wi2=^Wy—Wti =7200—1250 = 5950 м3/сутки,
LVII = Иуп — ^42 = 5320— 5950 = —630 м3/сутки.
В контрольной флотации опять имеется небольшой избыток воды, и для
достижения оптимального значения 7?VII необходимо хвосты основной флота-
ции подвергнуть сгущению. Но вследствие небольшого избытка воды операцию
сгущения хвостов не производим.
Тогда:
Ьуц =0> *^VII= ^12 = 5950 м3/су тки;
flVI?=-^=-g=3,13 (вместо 2,8);
9 = ^VII — И7!8 = 5950— 600 = 5350 м3/суш ки;
Ln—lnQn=i,5-300 = 450 м3/сутки *;
^21 = WIX ~ w22 = 900—300 = 600 м3/сутки;
И723=И/2а —lFa4 = 300 — 33= 267 м3/сутки.
* На рис. 63 указано как Ь1Х-
Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды
191
5, 6. Подсчитываем значения Rn по формуле (83) и объем пульпы по фор-
муле (86).
Для определения объема пульпы необходимо кроме Qn и Rn знать еще плот-
ности продуктов 6п, которые при операциях обогащения изменяются. Но так
как объем твердого обычно невелик по сравнению с объемом пульпы, то при
определении Vn с достаточной степенью точности можно принимать плотность
твердого постоянной. Принимаем плотность продуктов равной 3 г/см*.
Относительная ошибка в определении объема пульпы за счет неправильной
плотности твердого равна
ДР	Д6
V “ (б + Дб) (R 6 + 1) ’
(87)
где 6 — истинная плотность твердого;
Дб — разница между принятой и истинной плотностью твердого;
R — отношение Ж : Т в продукте.
Если 6 = 3 г/см3', Дб = 1 г/см3 и 7? = 3, то:
ДР	1	1	_ с0/
Р ~ (3 + 1)-(3-3+1)	40’ ИЛИ ’5/о’
т. е. при ошибке в плотности твердого на 33% ошибка в определении объема
пульпы равна всего лишь 2,5%.
Если R = 1, то ошибка будет больше:
ДР	1	1
Р - (3 + 1) (1,3 + 1) “ 16 ’ или
6,2%.
7. Оформляем результаты расчета шламовой схемы в виде таблицы по
форме, аналогичной применяемой для количественной схемы. Для примера
в табл. 32 приводим запись шламовой схемы для операции основной флотации.
Так же записываются и все другие операции.
Таблица 32
Пример записи шламовой схемы
«№ продук- тов и операций	Наименование операций и продуктов	Q, т/сутки	R	W, AtS / сутки	V* м2/сутки
V 7	Основная флотация Поступает: слив классификатора	2000	2,5	5000	5667
20	объединенный промпро-	400	5,5	2200	2333
	ДуКТ свежая вода	—	—	0,0	0,0
10	Итого	2400	3,0	7200	8000
11	Выходит: концентрат	500	2,5	1250	1417
12	хвосты	1900	3,13	5950	6583
10	Итого	2400	3,0	7200	8000
192
Выбор и расчет технологических схем
Графическое изображение шламовой схемы, так же как и количественной
схемы, может быть произведено двумя способами:
аналогично рис. 41, но с заменой Qn на Гп;
аналогично рис. 42 на схеме наносятся значения Вп, Wn, Ln и Vn.
Баланс воды
Шламовая схема дает возможность составить баланс общей и све-
жей воды по обогатительной фабрике. Суммарное количество воды,
поступающее в процесс, должно равняться суммарному количеству
воды, уходящему из процесса с конечными продуктами. Поэтому
баланс общей воды выразится равенством

(88)
где JVi— количество воды, поступающее с исходным сырьем;
— суммарное количество воды, добавляемой в процесс;
— суммарное количество воды, уходящее из процесса
с конечными продуктами.
Для рассчитанной шламовой схемы баланс общей воды приведен
в табл. 33.
Баланс общей воды на фабрике
(к примеру расчета)
Таблица 33
Поступает воды в процесс	м3/ сутки	Уходит воды из процесса	м31 сутки
С исходной рудой Wx . .	60 •	С хвостами И\в 		5350
В измельчение I приема	640	В сливе сгустителя 1Г21. .	600
В классификацию 1 приема		В фильтрате W2S		267
£П	 В классификацию II прие-	2300	С концентратом 1Г24 ...	33
	1600	Всего уходит V 1ГК . . .	6250
ма			 В измельчение II приема			
Liv 	 Во 2-ю перечистку коицен-	400		
трата Zcyjjj ...... В окончательный концен-	800		
трат В1х		450		
Всего поступает	L	6250		
Из уравнения (88) следует, что расход общей воды на обогати-
тельной фабрике будет равен
=	(89)
П роектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды
193
Для нашего случая
2-^=6250—60“6190 м3/сутки.
Если на обогатительной фабрике используется оборотная вода,
то расход свежей воды будет равен разности между расходом общей
воды и количеством оборотной воды:
LCB = S L— 2 Woe; LCB = 2 W^—W^ 2 Woe, (90)
где LCB — расход свежей воды;
2 Woe — суммарное количество оборотной воды.
Остальные значения букв — прежние.
Для рассматриваемого примера, при условии использования
слива сгустителя (продукт 21) и фильтрата (продукт 23), расход
свежей воды будет
£св = liwK-w1-(w21 + Ж,3) =
-= 6250 — 60 — (600 + 267) = 5323 мя/сутки.
Все приведенные выше подсчеты относятся к воде, потребляемой
для технологических целей. Чтобы определить общую потребность
воды для обогатительной фабрики, необходимо учесть еще расход
ее на смыв полов, промывку ацпаратов (в случае их остановки) и на
другие нужды. Обычно при проектировании принимают, что общее
потребление воды фабрикой на 10—15% превышает потребление
воды для технологических целей.
13 Заказ 760.
Глава V
ВЫБОР И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАСЧЕТ
ОСНОВНОГО ОБОГАТИТЕЛЬНОГО ОБОРУДОВАНИЯ
§ 1. Общие принципы выбора и технологического расчета
оборудования
При выборе обогатительного оборудования приходится решать
три основных вопроса — выбор типа аппарата, определение его про-
изводительности, выбор оптимального в технико-экономическом отно-
шении размера аппарата и в связи с этим потребного количества
устанавливаемых аппаратов.
Расчет установочной и потребляемой мощности, числа оборотов
и других показателей при выборе оборудования обычно не произ-
водится, так как эти данные берутся из каталогов заводов-изгото-
вителей. Исключением является транспортное оборудование, где
расход мощности может меняться в широких пределах в зависимости
от производительности, высоты подъема, длины транспортирования
и других условий.
В ряде случаев для проектируемых условий может быть приме-
нен только один тип аппарата. Однако часто для осуществления
одной и той же операции могут быть применены аппараты разных
типов. Правильный выбор в этом случае может быть сделан только
на основании технико-экономического сравнения отдельных типов
аппаратов. Решающую роль в вопросе о выборе типа аппарата играет
учет накопленных практических данных по эксплуатации подобных
аппаратов, работающих в условиях, аналогичных условиям про-
ектируемой обогатительной фабрики.
Производительность обогатительных аппаратов зависит от многих
причин. Применяемые для технологического расчета некоторых
аппаратов теоретические формулы исходят из идеализированных
условий их работы и учитывают только главнейшие причины, влия-
ющие на конечный результат. Поэтому теоретические формулы
являются приближенными, а получаемые по этим формулам резуль-
таты могут расходиться с данными практики. Из этого не следует
делать вывод о бесполезности теоретических формул. Большая цен-
ность последних заключается в том, что они указывают, от каких
основных условий зависит конечный результат и как влияют отдель-
Общие принципы выбора и технологического расчета оборудования 195
ные условия на работу аппарата. Теоретические формулы позволяют
также вводить обоснованные поправки при определении_производи-
тельности аппаратов, работающих в разных условиях.
Для определения производительности обогатительного оборудо-
вания применяются следующие методы.
Определение производительности по тео-
ретическим формулам. К числу аппаратов, произво-
дительность которых приближенно может быть определена по тео-
ретическим формулам, относятся: щековые и конусные дробилки,
гладкие валки (работающие при «свободном» питании), гидравли-
ческие классификаторы, сгустители и отстойники при поступлении
в них разбавленных пульп, гидросепараторы, гидроциклоны, осади-
тельные центрифуги, циклоны. Перечисленные аппараты подраз-
деляются на две группы. К первой группе относятся дробильные
машины, для которых объем и вес дробленого продукта поддается
теоретическому определению, а ко второй группе — классифициру-
ющие машины с упорядоченным движением пульпы, расчет которых
основан на теории движения твердых тел в воде или в воздухе под
действием силы тяжести и силы инерции.
Определение производительности по эм-
пирическим формулам производится для гирационных,
инерционных и колосниковых грохотов, спиральных классификато-
ров и некоторых других аппаратов. Эмпирические формулы, так же
как и теоретические, показывают зависимость производительности
от наиболее важных свойств обрабатываемого материала и условий
работы аппарата. В отличие от теоретических, эмпирические фор-
мулы можно применять лишь в диапазоне тех условий, для которых
справедливость этих формул проверена опытным путем.
Определение производительности по нор-
мам удельной нагрузки производится на единицу
объема, площади или длины аппарата.
Допустимая норма удельной нагрузки устанавливается при
предварительных испытаниях аппарата. Чаще в процессе испытаний
определяется не абсолютная норма удельной нагрузки, а относитель-
ный коэффициент производительности, показывающий, во сколько
раз производительность аппарата при обработке исследуемого мате-
риала больше или меньше производительности того же аппарата
при обработке эталонного материала. В качестве^такого эталонного
материала может быть выбран любой материал, для которого нормы
удельной производительности известны по данным практики. Отно-
сительный коэффициент производительности можно определить лабо-
раторными испытаниями исследуемого и эталонного материалов.
Определение производительности по нор-
мам удельного расхода энергии. Сущность этого
метода заключается в том, что предварительно устанавливается
норма удельного расхода энергии на единицу веса или объема обра-
батываемого материала. Частное от деления потребляемой аппара-
13*
196
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
том мощности на норму удельного расхода энергии будет равно
производительности аппарата. Для определения нормы удельного
расхода энергии применяют такой же способ, что и для определения
нормы удельной нагрузки, т. е. за основу принимают известный из
практики удельный расход энергии для эталонного материала, кото-
рый умножают на относительный коэффициент расхода энергии,
устанавливаемый сравнительными испытаниями эталонного и иссле-
дуемого материала.
Определение производительности по вре-
мени пребывания обрабатываемого мате-
риала в аппарате. Для успешного протекания некоторых
процессов требуется определенная продолжительность обработки
материала. Полезный объем аппаратов этой группы определяется
умножением требуемой в единицу времени объемной производитель-
ности (по питанию) на необходимую продолжительность обработки.
Продолжительность обработки материала для отдельных операций
устанавливается предварительными исследовательскими работами.
Определение производительности по дан-
ным каталогов и справочников. Производитель-
ность некоторых аппаратов, например зубчатых дробильных
валков, дезинтеграторов, концентрационных столов, берется по ката-
логам заводов-изготовителей или по справочникам. Производитель-
ность щековых и конусных дробилок также обычно берется по ката-
логам с введением поправок на плотность дробимого материала
и ширину разгрузочной щели дробилки.
Необходимое к установке число аппаратов зависит от выбранного
размера оборудования. Применение аппаратов малого размера
требует увеличенной площади здания, затрудняет их обслуживание
и ремонт. С другой стороны, установка аппаратов больших размеров
вызывает увеличение высоты помещений, увеличение грузоподъем-
ности кранов и приводит к относительно большим потерям произ-
водительности при остановке одного аппарата. Поэтому для каж-
дой проектируемой обогатительной фабрики необходимо определить
оптимальный размер устанавливаемого оборудования. В некоторых
случаях выбор размера аппарата определяется лишь техническими
условиями. Например, если выбранная по размеру куска щековая
дробилка имеет избыточную производительность, то все другие
варианты отпадают, так как установка дробилок меньшего размера
невозможна.
Если по техническим условиям возможна установка как круп-
ного, так и более мелкого оборудования, то выбор размера аппаратов
производится путем технико-экономического сравнения нескольких
вариантов по основным показателям — весу и стоимости оборудо-
вания, установочной мощности, потребной площади здания
В качестве общего положения необходимо иметь в виду следу-
ющее: если расчетное число однотипных аппаратов для какой-либо
операции получается больше 4—6, то переход на увеличенный раз-
Выбор и расчет оборудования для дробления
197
мер аппарата будет обычно выгодным (из этого положения нельзя
делать обратного вывода).
При определении количества устанавливаемых аппаратов
должно учитываться запасное оборудование.
Число запасных дробилок и грохотов зависит от продолжитель-
ности работы цеха дробления в сутки, емкости приемных
и промежуточных бункеров. Для первого приема дробления обычно
запасные дробилки не устанавливаются. Во втором и третьем при-
емах дробления на 2—3 работающие дробилки устанавливается
одна запасная и на 3—4 работающих грохота — один запасной.
Запасные аппараты для операций измельчения, обогащения и сгу-
щения не устанавливаются. Необходимое время для ремонта обору-
дования в этом случае предусматривается уменьшением числа рабочих
дней в году по сравнению с календарным.
Оборудование для фильтрования и сушки концентратов должно
проектироваться с запасом производительности. На обогатительных
фабриках средней и большой производительности цех фильтрования
и сушки работает обычно синхронно с цехом обогащения. В зтом
случае, чтобы не лимитировать работу главного цеха, в цехе
фильтрования и сушки на 3—4 работающих аппарата устанавли-
вается один запасной. На фабриках малой производительности,
а также и на фабриках большой производительности, но с малым
выходом концентрата (например, молибденовых) возможно нака-
пливание концентрата в сгустителях и буферных чанах. Тогда цех
фильтрования и сушки обычно проектируется на односменную работу,
но без запасного оборудования.
Насосы для перекачивания пульпы или дублируются, пли на два
работающих насоса устанавливают один запасной.
§ 2. Выбор и расчет оборудования для дробления
Выбор типа и размера дробилок для крупного и среднего дроб-
ления зависит от физических свойств полезного ископаемого, тре-
буемой производительности дробилки и крупности дробленого про-
дукта. Из физических свойств полезного ископаемого имеют зна-
чение твердость и вязкость, наличие глины, влажность, крупность
максимальных кусков.
Дробление твердых и средней твердости
полезных ископаемых. Для первого приема крупного
дробления применяют щековые или конусные дробилки крупного
дробления (типа ККД) и для второго приема — конусные редук-
ционные дробилки (типа КРД). Выбранная дробилка должна обес-
печивать требуемую производительность при запроектированной
крупности дробленого продукта. Ширина пасти дробилки должна
быть на 10—15% больше размера наибольших кусков в питании.
При выборе необходимо произвести сравнение щековой и конусной
198
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
дробилок по установочной мощности, весу, стоимости и удобству
размещения оборудования.
Размер дробилок выбирается по каталогам заводов-изготовите-
лей (приложения 1—4). Дробилку для первой стадии дробления сле-
дует выбирать таких размеров, чтобы необходимая производитель-
ность обогатительной фабрики обеспечивалась одной дробилкой.
В каталогах производительность дробилок дается обычно для
руд средней крепости, с насыпным весом 1,6 т/м3 (плотность в моно-
лите 2,7 т/м3) и при условии, что размер наибольших кусков в пита-
нии равен 0,8—0,9 В, где В ширина пасти дробилки х. Для руд
с другими физическими свойствами могут быть введены поправки —
на крепость (дробимость) руды, на насыпной вес руды, на крупность
РУДИ.
Поправка на дробимость (&др) берется по табл. 34.
Таблица 34
Поправочный коэффициент на дробимость руды 7сдр при определении
производительности конусных дробилок
Категории крепости руд	Временное сопротивле- ние на сжа- тие (У, кГ/с.и2	Коэффициент крепости по шкале проф. М. М. Прото- дьяконова	Коэффициент дробимости йДр	
			по нормам института Механобр (проект)	по формуле Левенсона - Клюева
Твердые 		1800—2000 и более	18-20	0,9	0,97
Средней твердости ....	1400—1800	14-18	1.0	1,0
Мягкие		1000—1400	10-14	1,1	1,03
То же		600—1000	6—10	1,2	1,08
Примечание. Коэффициент дробимости по формуле
слен.для руд при <1=2000, 1600, 1200 и 800 кГ/см^.
Левенсона-Клюева вычи-
Пз формулы производительности щековых дробилок Левенсона — Клюева
следует, что
Ьр-(^Г".	№<>
где св1 _ временное сопротивление на сжатие руды средней твердости (оэТ =
= 1600 кГ/сл2);
с — временное сопротивление на сжатие руды, для которой определяется
производительность дробилки.
Поправка на насыпной вес вычисляется по формуле
<92>
1 В приложениях 1—4 производительность дробилок указана в м3/ч, для
получения производительности в т/ч следует данные таблиц умножить на насып-
ной вес.
Выбор и расчет оборудования для дробления
199
где fce — поправочный коэффициент;
6Н — насыпной вес руды, т/м3-,
6 — плотность руды (в монолите), т/м3\
1,6 и 2,7 — насыпной вес и плотность «средней» руды.
Поправка па крупность питания по Левенсопу — Клюеву опре-
деляется по формуле
^“(ТГ-	(S3)
где fcKp — поправочный коэффициент на крупность;
0,85 — максимальная допустимая крупность руды в питании
в долях ширины пасти дробилки;
а — наибольшая крупность кусков в дробимом продукте
в долях ширины пасти дробилки.
Значения ккр, вычисленные по формуле (93), приведены в табл. 35.
Таблица 35
Поправочный коэффициент на крупность руды ккр при определении
производительности дробилок для крупного дробления
а — крупность наибольших кусков в питании в долях ширины пасти дробилки 	 ZcKp — поправочный коэффициент на крупность руды		0,85 1.0 f	0,6 1,07	0,4 1,16	0,3 1,23
С учетом всех поправок производительность дробилки				опреде-
ляется по формуле				
Q — Ск^др^О^кр,				(94)
где Q — производительность дробилки, т/ч-,
QK — производительность дробилки по каталогу’, т/ч.
Практически поправки вводятся только в тех случаях, когда
свойства дробимого материала значительно отличаются от свойств
«средней» руды.
Производительность щековых и конусных дробилок крупного
дробления для руд средней крепости с насыпным весом 1,6 т/м3
приближенно могут быть подсчитаны по формулам [79 h
Q — дщЬ1, т/ч (для щековых дробилок);	(95)
(?"=<7к*, т/ч (для конусных дробилок),	(96)
где <7щ — удельная производительность щековых дробилок на 1 см2
площади разгрузочной щели, т/см2 • ч;
L — длина разгрузочной щели щековой дробилки, см\
200
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
I — ширина разгрузочной щели, см;
9к — удельная производительность конусной дробилки на 1 см
ширины разгрузочной щели, ml см • ч.
Значения <?щ и qK приведены в табл. 36.
Таблица 36
Удельная производительность щековых и конусных дробилок крупного
дробления
(по В. А. Олевскому)
Щековые дробилки с простым качанием щеки		Конусные дробилки крупного дробления		
основные рав- неры, мм	«щ, т/см2-ч	тип дробилки	основные раз- меры, ММ	9К, т/см-ч
600X900	0,11	ККД	500/75	24
900x1200	0,11	ККД	900/160	42-50
1200X1500	0,13	ККД	1200/150	60
1500X2100	0,13	ККД	1500/180	105
2100 x 2500	0,13	ККД	1500/300	139
		КРД	500/60	63
		КРД	700/75	93
		КРД	900/100	115
Выбор типа дробилки определяется главным образом соотноше-
нием между размером наибольших кусков в питании и необходимой
производительностью. При одинаковой ширине пасти длина разгру-
зочной щели у конусных дробилок приблизительно в 2,5—3 раза
больше, чем у щековых дробилок. Поэтому и производительность
конусной дробилки в 2,5—3 раза превосходит производительность
щековой дробилки, имеющей такую же ширину пасти. Вследствие
этого при крупной руде и небольшой производительности конусная
дробилка может оказаться недогруженной. В этом случае более
выгодна установка щековой дробилки. Наоборот, при большой про-
изводительности и сравнительно малой крупности руды более выгод-
ной оказывается установка конусной дробилки.
Помимо производительности и крупности наибольших кусков,
при выборе типа дробилки нужно учитывать, что щековые дробилки
проще в конструктивном отношении, занимают меньше места по
высоте, менее склонны к заглушению при дроблении влажных и гли-
нистых руд, более приспособлены для дробления вязких руд, требу-
ющих увеличенной амплитуды качания щеки. Но щековые дробилки
требуют более равномерного питания, они не могут работать «под
завалом» и поэтому нуждаются в установке питателя, менее приспо-
соблены для дробления плитнякового материала, сменные части
их изнашиваются скорее, чем сменные части конусных дробилок.
Выбор и расчет оборудования для дробления
201
Поэтому если технико-экономическое сравнение не покажет
явного преимущества щековых дробилок, то к установке следует
принимать конусную дробилку.
Среднее и мелкое дробление твердых и средней твердости руд
обычно производится в конусных дробилках среднего и мелкого
дробления (типов КСД и КМД).
Выбор этих дробилок производится по каталогам и справочникам.
Поскольку в каталогах дается производительность для средней
руды, то вводятся поправки на дробимость (см. табл. 34), на насып-
ной вес [формула (92)] и на крупность руды (табл. 37).
Таблица 37
Поправочный коэффициент на крупность руды Лкр прн определении
производительности копусных дробилок для среднего и мелкого дробления
Дробилки типа КСД			Дробилки типа КМД		
Отношение i В	Значения Ькр		Отношение i В	Значения йкр	
	по данным В. А. Олевского	по формуле Левенсона - Клюева		по данным В. А- Олев- ского	по формуле Левенсона - Клюева
0,6	0,9-0,96	0,98	0,4	0,85—0,90	0,90
0,55	1,0	1,0	0,25	1,0	1,0
0,4	1,15-1,22	1,07	0,15	1,2—1,25	1,11
0,35	1,22—1,28	1,10	0,075	1,4-1,5	1.28
Примечания. 1. i—ширина разгрузочной щели предшествующей дробилки. В—
ширина приемной пасти конусной дробилки среднего или мелкого дробления. Предпола-
гается, что перед дробилками типа КСД установлены конусные дробилки крупного дро-
бления (ККД, КРД) или щековые дробилки, а перед дробилками типа КМД—дробилки
КСД
2- По формуле Левенсона—Клюева производительность конусных дробилои для сред-
него дробления пропорциональна D0’2, где D—средневзвешенная крупность питания,
пропорциональная ширине разгрувочной щели предшествующей дробилки.
3. При замкнутом цикле дробления—^— равно отношению ширины равгрузочпой
-О
щели к ширине пасти дробилки, работающей в замкнутом цикле.
Проектная производительность дробилок КСД и КМД при откры-
том цикле дробления для руд средней твердости, с насыпным весом
1,6 т!м\ может быть приближенно подсчитана по средним нормам
удельной производительности на 1 см ширины разгрузочной щели
по формуле
Q = qi,	(97)
где Q — производительность дробилки, т/ч;
q — удельная производительность, т/см • ч;
i — ширина разгрузочной щели, см.
Значения удельной производительности при дроблении «средних
руд» приведены в табл. 38.
202
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Таблица 38
Удельная производительность конусных дробилок типа КСД и НМД при
дроблении средних по крепости и крупности руд с насыпным весом 1,6 т/м3
и открытом цикле
(по В. А. Олевскому)
Дробилки типа КСД	тп(см-ч	Дробилки типа КМД	ТП/СМ-Ч
КС Д-600 (А и Б)	10		,		
КСД-900 (А и Б)	22	—	—.
КСД 1200 (А и Б)	40	КМД-1200	67
КСД-1750 (А и Б)	82	КМД-1750	150
КСД-2200 (А и Б)	140	КМД-2200	250—270
КС Д-2500 (А и Б)	182*	КМД-2500	325*
КСД-3000 (А и Б)	260*	КМД-3000	460*
* Приведена ориентировочная производительность.
При работе короткоконуспых дробилок в замкнутом цикле дроб-
ления производительность по питанию дробилки будет больше, чем
при открытом цикле, так как возвращаемый в дробилку оборотный
продукт понижает среднюю крупность поступающего в дробилку
материала (по сравнению с открытым циклом). Производительность
короткоконусной дробилки, работающей в замкнутом цикле, для
«средних» руд может быть подсчитана по формуле
Q = Kpqi,	(98)
где Q — производительность по поступающему в дробилку мате-
риалу, т/ч-
Кц — коэффициент для замкнутого цикла дробления (1,2—1,4);
q — удельная производительность дробилки в открытом цикле
(см. табл. 38);
i — ширина разгрузочной щели, см.
Дробление мягких и хрупких полезных
ископаемых. Для крупного, среднего и мелкого дробления
применяются одно- и двухвалковые зубчатые и рифленые дробилки,
молотковые и роторные 1 дробилки, дезинтеграторы.
Зубчатые валковые дробилки (приложение 5) применяются для
первой стадии дробления при необходимости получить кусковатый
дробленый продукт с небольшим содержанием мелочи.
Одновалковые дробилки устанавливаются при наличии в полез-
ном ископаемом крупных кусков, а при отсутствии их дробление
производят в двухвалковых дробилках. Последние выпускаются
1 Дробилки ударного действия с закрепленными билами ниже называются
роторными.
Выбор и расчет оборудования для дробления
203
двух типов: тихоходные и быстроходные. Тихоходные дробилки
предназначены для дробления более твердых сортов каменного угля,
а быстроходные — мягких его разностей. Тихоходные дробилки
дают меньшее переизмельчепие, чем быстроходные дробилки, и по-
этому применяются в тех случаях, когда ограничение переизмельче-
ния имеет особое значспие.
Производительность одновалковых зубчатых дробилок берется
из каталогов. Производительность двухвалковой дробилки может
быть приближенно подсчитана по формуле
Q = 60л DUdnbk, т/ч,	(99)
где D и L — диаметр и длина валков, м-,
d — максимальная крупность кусков в дробленом про-
дукте, М',
п — число оборотов валков в минуту;
6 — плотность дробленого продукта, т/м3;
к — коэффициент разрыхления дробленого продукта на
выходе из дробилки (0,1—0,3).
По условиям захвата диаметр валков должен быть в 2,2—2,5
раза больше размера максимальных кусков в питании.
Молотковые дробилки и дезинтеграторы дают большее псреиз-
мельчение, чем зубчатые валковые дробилки, поэтому их не следует
устанавливать, если требуется получить кусковатый и в достаточной
мере крупный материал. Обычно молотковые дробилки и дезинте-
граторы применяются для мелкого дробления. Последние вследствие
слабости конструкции могут устанавливаться только для дробления
самых мягких и хрупких полезных ископаемых.
Молотковые и роторные дробилки (приложения 6 и 7) отличаются
простотой конструкции, малым весом, низкой стоимостью на еди-
ницу производительности и небольшим удельным расходом энергии.
В последние годы эти дробилки получили широкое применение для
дробления мягких и средней твердости полезных ископаемых —
таких, как каменный уголь, коксовая шихта, известняк, руды лег-
ких черных, цветных, редких и благородных металлов, калийные
соли, асбестовые, баритовые и флюоритовые руды, строительные
материалы 119] х.
Молотковые дробилки выпускаются нескольких типов: одноро-
ториые реверсивные и нереверсивные; двухроторные с роторами,
вращающимися в одном и в разных направлениях; с неподвижными
дробящими плитами; с плитами, качающимися на шарнирах; с по-
движными плитами, выполненными в виде пластинчатого кон-
вейера.
Крупность кусков в питании молотковых однороторпых дробилок
может доходить до 400—500 мм, а двухроторных — до 1000 мм.
1 См. также Барабашкин В. П. Молотковые и роторные дробилки. Госгор-
техиздат, 1963.
204
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Последние менее подвержены забиванию и обычно применяются для
дробления более влажных и слипающихся материалов, а также при
наличии крупных кусков в питании.
Ширину щели между колосниками молотковых дробилок и рас-
стояние между колосниковой решеткой и концом молотков (при
радиальном их положении) выбирают в зависимости от требуемой
крупности дробленого продукта и влажности дробимого материала.
Ширина щели между колосниками должна быть в 3—6 раз больше
поперечника дробленого продукта при дроблении до 5 мм и в 1,5—2
раза при дроблении до 50 мм.
При дроблении глинистых влажных руд во избежание забивки
колосниковой решетки расстояние между колосниками следует уве-
личивать. В трудных случаях применяются дробилки без колоснико-
вой решетки, а также дробилки с подвижной дробящей плитой.
Молотковые и роторные дробилки требуют равномерного питания,
поэтому необходима установка перед ними питателя.
Производительность молотковых и роторных дробилок и дезин-
теграторов зависит главным образом от дробимости (измельчаемости)
загружаемого в них материала Поэтому определение производитель-
ности этих дробилок по каталогам может привести к большим ошиб-
кам, если не будет сделана поправка на дробимость материала.
Последняя определяется коэффициентом дробимости, равным отно-
шению производительности дробилки при дроблении данного полез-
ного ископаемого к производительности той же дробилки на эталон-
ном полезном ископаемом при прочих равных условиях.
Коэффициент дробимости может быть вычислен, если известно
потребное время работы дробилки на эталонном и испытуемом
материалах, а также может быть определен по удельным расходам
энергии на дробление:
(100)
где К№ — коэффициент дробимости (измельчаемости);
Q и QaT — производительности дробилки при дроблении данного
и эталонного полезного ископаемого;
t п — потребное время для дробления одинаковых навесок
данного и эталонного полезного ископаемого;
а и аэт — удельный расход энергии на дробление данного и эта-
лонного полезного ископаемого.
В качестве эталонного полезного ископаемого выбирают любое
ископаемое, для которого производительность дробилки и расход
энергии при дроблении в промышленных условиях установлены
с достаточной точностью. При определении коэффициента дробимости
необходимо, чтобы влажность исследуемой на дробимость пробы
соответствовала влажности полезного ископаемого, которое будет
поступать на обогатительную фабрику.
Выбор и расчет оборудования для дробления
205
Производительность молотковых и роторных дробилок может
быть определена также по эффективности измельчения:
С =	(Ю1)
где Q — производительность дробилки, т/ч;
N — мощность установленного электродвигателя, кет;
т] — отношение потребляемой мощности к установленной
(0,85-0,95);
е — эффективность измельчения — количество расчетного
класса, образующегося на единицу затраченной энергии,
ml кет • ч;
Р" и р' — содержание расчетного класса в дробленом продукте
и исходном материале, в долях единицы.
Эффективность измельчения для дробимого материала находится
по формуле
е — вэт-^кр^др>
где ввт — эффективность измельчения эталонного полезного ископа-
емого, известная из практики действующей обогатитель-
ной фабрики, т/кет • ч;
KKV — коэффициент крупности, учитывающий различие в круп-
ности исходного материала и дробленого продукта на
действующей и на проектируемой фабриках;
К№ — коэффициент дробимости, подсчитываемый по формуле
(100) на основании экспериментальных данных.
При работе дробилки в открытом цикле коэффициент крупности может
быть приближенно подсчитан по формуле *
ккр=—------;----(102)
(Рет Рвт) ।
где PgT и Р’т — содержания расчетного класса крупности в исходном и дроб-
леном продуктах при дроблении эталонного материала иа
действующей обогатительной фабрике;
Р' и Р" — содержания расчетного класса в аналогичных продуктах
для материала проектируемой обогатительной фабрики.
За расчетный класс следует принимать такой, содержание которого в дроб-
леном продукте составляет 40—95%.
Новое дробильное оборудование. Из нового
дробильного оборудования перспективной является инерционная
* Формула (102) выводится из приближенной формулы кинетики измель-
чения, имеющей вид: 1 — Р" = (1 — Р') e~kt [2, 31-
206
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
дробилка института Механобр, обеспечивающая высокую степень
измельчения (до 40). В этих дробилках может производиться сухое
и мокрое дробление. Техническая характеристика опытных инерцион-
ных дробилок дана в приложении 4.
§ 3. Выбор и расчет оборудования для грохочения
Из большого числа конструкций грохотов заслуживают рассмо-
трения следующие: неподвижные колосниковые, валковые, эксцен-
триковые одновальпые с круговыми качаниями короба в вертикаль-
ной плоскости (гирационные или жирационные), инерционные с кру-
говыми или эллиптическими вибрациями короба в вертикальной
плоскости (вибрационные с простым дебалансным вибратором и
самоцентрирующиеся), вибрационные горизонтальные с прямоли-
нейными вибрациями короба под углом к плоскости решета (с само-
балансным вибратором), горизонтальные и слабонаклонные с прямо-
линейными качаниями короба под углом к плоскости решета (быстро-
ходные качающиеся и уравновешенные качающиеся), резонансные
механические и электровибрационные (приложения 8, 9, 10, 11),
а также дуговые сита.
Неподвижные колосниковые и валковые
грохоты применяются для крупного грохочения.
Колосниковые грохоты устанавливают во всех случаях, когда
допустима пониженная эффективность грохочения (60—70%) и
когда крошение материала не имеет существенного значения. Их
часто применяют для предварительного грохочения руды перед пер-
вой стадией дробления. Ширину щелей между колосниками грохота
в этом случае обычно принимают более 60—70 мм.
Для крупного грохочения каменных углей, антрацитов и сланцев
применяют валковые грохоты, характеризуемые высокой эффектив-
ностью грохочения, незначительным крошением грохотимого мате-
риала и небольшой потерей высоты.
Площадь решетки колосникового грохота может быть определена
по эмпирической формуле
<103>
где F — площадь решетки грохота, .и2;
Q — часовая производительность грохота по питанию, mhr,
а — ширина щели между колосниками, мм.
При большом количестве крупных кусков в питании во избежа-
ние их застревания ширину грохота В берут не менее тройного раз-
мера наибольшего куска, а в случае незначительного количества
крупных кусков — принимают на 100 мм больше двойного размера
наибольших кусков. Обычно длина грохота принимается в два раза
больше ширины, т. е. L = 2В и практически составляет от 3,5 до 6 м.
Выбор и расчет, оборудования для грохочения	207
Размеры колосникового грохота часто определяются условиями
его установки, так как грохот одновременно транспортирует руду
в дробилку. При загрузке грохота из опрокидывающихся вагонов
ширину его принимают равной длине кузова вагона, а при загрузке
пластинчатым питателем — равной ширине питателя. Углы наклона
грохота принпмают для руд 40—45°, для рядовых углей 30—35°.
При влажности грохотимого материала, вызывающей слипание его,
углы наклона увеличивают на 5—10° [105].
Удельная производительность валковых грохотов при грохочении
углей составляет:
Размер отверстий, мм.......... 125	100	75	50
Производительность, т/л.2 - ч.100—ПО 75—85 60—65 40—45
Вибрационные инерционные грохоты с
простым дебалансным вибратором применяются
для грохочения с высокой эффективностью среднего по крупности
(отверстия сит до 40 мм) и мелкого материалов. Эти грохоты
в основном предназначены для углей и материалов невысокой
плотности.
Вибрационные инерционные грохоты с а-
моцептрирующиеся применяются для грохочения круп-
ного, среднего п мелкого материалов. Грохоты тяжелого типа реко-
мендуются для руд при крупном и среднем по крупности материале.
Имеются самоцентрируюгциеся грохоты, предназначенные для гро-
хочения и обезвоживания угля (универсальные подвесные — типа
ГУП).
Вибрационные грохоты горизонтальные
с самобалансным вибратором рекомендуются для
операций грохочения с отмывкой, для обезвоживания и для отделе-
ния суспензии от продуктов обогащения в тяжелых суспензиях.
Для грохочения руд и агломерата изготовляются самобалансные
грохоты тяжелого типа с площадью грохочения до 18 м2 и колосни
ковыми решетками с отверстиями до 20 мм.
Определение производительности г и р а-
ционных и вибрационных грохотов производится
по эмпирическим формулам.
Для расчета грохотов, работающих на руде, угле и дроблен-
ных строительных материалах, имеются разные формулы со своими
поправочными коэффициентами [80]. Сопоставление этих формул
показало, что в основе пх лежат одни и те же удельные нагрузки,
а различие в поправочных коэффициентах для разных материалов
недостаточно обосновано [86].
Приводим способ, принятый при расчете производительности
рудных грохотов, вполне применимый также к грохотам для других
полезных ископаемых.
208
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Производительность гирационных и вибрационных грохотов
ориентировочно может быть определена по формуле
Q Fqbklmnop,	(104)
где Q — производительность грохота, т/ч;
F — рабочая площадь сита, м2;
q— удельная производительность на 1 м2 поверх-
ности сита, мя/ч (табл. 39);
б — насыпной вес материала, т/м3-,
к, I, т, п, о, р — поправочные коэффициенты (табл. 40).
Таблица 39
Удельная нроизводительность q на 1 м2 поверхности сита гирационных и вибрационных грохотов										
Размер от- верстий си- та, мм	0,16	0,2	0,3	0,4	0,6	0,8	1,17	2,0	3,15	5
q, ма/м2-ч	1.9	2,2	2,5	2,8	3,2	3,7 П р	4,4 Д О Л 7	5,5 ке ни	7,0 в таб	И л. 39
Размер от- верстий си- та, мм	8	10	16	20	25	31.5	40	50	80	100
q, ма/м2-ч И р и и е ч ную производи При рас муле (104)	17 а в и е. тельное чете рабоч	19 Для bi тъ след' ЗрОИЗ! [ая ш	25,5 абрацио ует увел ищите ющад	28 иных гр 1ИЧИТЬ в льнос Ь СИТ	31 « охотов 1.65 Р ТИ ОД а при	34 ссамоб as а. НОСИТ1 нимае	38 алансн! 1ЫХ Г тся р	42 IM вибр рохот авнов	56 атором ов ПО	63 удель- фор-
F ^0,85 BL,	(105)
где В и L —’ширина и длина короба, м, причем за ширину прини-
мается расстояние между бортами короба. (Если в ката-
логе указаны размеры сита, то коэффициент 0,85 опу-
скается.)
Производительность двухситных грохотов рассчитывается как
по верхнему, так и по нижнему ситам.
При определении требуемой площади нижнего сита для выбора
коэффициентов к в. I надо знать содержание в питании зерен разме-
ром меньше половины отверстий сита и избыточных зерен размером
больше отверстий сита.
Выбор и расчет оборудования для грохочения
209
Таблица 40
Значения поправочных коэффициентов по формуле (104)
Коэффици- енты	Условия гро- хочения, учитываемые коэффици- ентами	Условия грохочения и числовые виачения коэффициентов												
к	Влияние мелочи	Содержание в питании зерен размером мень- ше половины отверстий си- та, %	0	10	20	30	40		50	60		70	80	90
		Значения 1	0,2	0,4	0,6	0,8	1,0		1,2	1,4		1,6	1,8	2,0
1	Влияние крупных зерен	Содержание избыточных зерен в пита- нии, %	10	20	25	30	40		50	60		70	80	90
		Значения 1	0,94	0,97	1,00	1,03	1,09		1,18	1,32		1,55	2,00	3,36
т	Эффектив- ность гро- хочения	Эффективность грохочения, %	40	50	60	70	80		90	92		94	96	98
		Значения т	2,3	2,1	1.9	1,6	1,3		1,0	0,9		0,8	0,6	0,4
п	Форма зе- рен и ма- териал	Форма зерен	Дробленый материал разный (кроме угля)			Зерна окру- гленной формы (на- пример, морская галька)				Уголь				
		Значения п	1,0			1,25				1,5				
о	Влияние влажности	Влажность материала	Для отверстий сита меньше 25 мм								Для отверстий сита больше 25 мм			
			Сухой		Влажный			Комкую- щийся			В зависимости от влажности			
		Значения о	1,0		0,75-0,85			0,2—0,6			0,9-1,0			
р	Способ грохочения	Грохочение	Для отверстий сита меньше 25 мм								Для отверстий сита больше 25 мм			
			Сухое		Мокрое (с оро- шением)						Любое			
		Значения р	1,0 •		1,25—1,40						1,0			
14 Заказ 760.
210
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Обозначим:
dj и в2 — размер отверстий верхнего и нижнего сит, мм;
_^2
0 ~ai; 0 “°2 и 0 2 — содержания классов —а1, — а2 и — у в исход-
ном материале, поступающем па грохот (на верх-
нее сито), в долях единицы;
01 °2; Pi 2 — содержание классов -f-а2 и — в материале,
поступающем па нижнее сито, в долях единицы;
Е — эффективность грохочения по классу—а2 на верх-
нем сите в долях единицы;
у — выход материала, поступающего на нижнее сито
(по отношению к исходному материалу), в долях
единицы.
Тогда
y = P"O1£.	(106)
Эффективность грохочения по классам и As на верхнем сите
в большинстве случаев близка к единице, поэтому:
; (107)
02
В 2
0, 2 = -Ц— .	(108)
При расчете двухситных грохотов эффективная рабочая площадь
нижнего сита принимается равной 0,7Е, где F рабочая площадь
верхнего сита. Введение коэффициента 0,7 объясняется неполным
использованием нижнего сита в процессе грохочения, так как пита-
ние поступает не только в начале сита, по и по всей его длине.
Если по кондициям на товарные сорта обусловлено предельное
загрязнение нижним классом верхнего продукта грохота, то при
расчетах предварительно определяется требуемая эффективность
грохочения по формуле
Е = R .	(109)
(1—Р1) 0	'	'
где 01 — допустимое содержание нижнего класса в верхнем продукте
грохота. Все значения 0 и Е в долях единицы.
Как при операциях грохочения, так и при операциях обезвожи-
вания имеет большое значение угол наклона грохота, определяющий
скорость движения материала по ситу грохота и толщину постели
на сите. Толщина постели и скорость движения материала связаны
уравнением
, Р
3,6 6 Bv ’
Выбор и расчет оборудования для грохочения
211
где h — толщина постели, мм;
р — количество материала, проходящего через рассматриваемое
сечепие постели, т/ч;
б — насыпной вес постели, т/м3;
В — ширина постели, равная ширине грохота, м;
v — скорость движения материала по грохоту, м/сек.
Оптимальный угол наклона может быть найден только экспери-
ментальным путем. Чтобы была возможность на практике устано-
вить грохот под оптимальным уклоном (неизвестном в момент про-
ектирования), при компоновке оборудования необходимо преду-
сматривать возможность установки грохота под максимальным углом
наклона.
Горизонтальные и слабонаклонпые гро-
хоты с прямолинейными качаниями короба при-
меняются па углеобогатительных фабриках для предварительной
классификации и сортировки углей и антрацитов, а также для обезво-
живания и обесшламливания крупных, средних и мелких классов
углей.
Производительность грохотов этого типа определяется по практи-
ческим данным удельной производительности. Такие данные для
грохочения углей приведены в табл. 41.
Таблица 41
Удельная производительность на 1 м2 поверхности сита горизонтальных
и слабонаклонных грохотов с прямолинейными качаниями короба
при грохочении углей [6]
Ра амер отверстий сита, мм
Производительность,
т/м2 • ч:
классификация угля
перед обогащением
сортировка на товар-
ные классы ....
Резонансные механические грохоты при-
меняются для классификации углей на ситах с отверстиями до 25 мм
и для обезвоживания.
Производительность грохотов следует рассчитывать по удельным
нагрузкам (табл. 41).
Резонансные электровибрацпонные грохоты могут применяться
для крупного, среднего и мелкого грохочения.
Дуговые (криволинейные) сита предназначены
для мокрого грохочения и обезвоживания мелкого материала, в под-
решетный продукт можно выделять класс мельче 3,0	0,2 мм.
14*
212
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Эффективность грохочения по номинальной крупности1 на дуговых
ситах примерно следующая:
на ситах с отверстиями 1 мм 90%
»	»	0,7-0,3 » 70%
»	»	0,3	»	35%
Недостатки дуговых сит — короткий срок службы (на углеобо-
гатительных фабриках 600—4000 часов), повышенная влажность
верхнего продукта (45—50% твердого по объему). Дуговые сита
могут работать при подаче пульпы на сита с небольшим подпором
и под напором.
На углеобогатительных фабриках дуговые сита применяются:
для обесшламливания мелкого угля по классу 0,5 мм (щель около
1 мм) перед отсадочными машинами; для обезвоживания мелкого
концентрата отсадочных машип или других сильно обводненных
продуктов, при этом верхний продукт сита направляется для оконча-
тельного обезвоживания па качающиеся пли вибрационные грохоты;
для выделения крупных зерен из шламистых материалов, папример
из фугата или хвостов флотации.
На обогатительных фабриках с процессом обогащения в тяжелых
суспензиях дуговые сита можно использовать для отделения основной
массы суспензии от продуктов обогащения. Известны случаи приме-
нения дуговых сит в замкнутом цикле с шаровыми мельницами при
измельчении калийных солей перед флотацией.
Размер щелевидных отверстий в дуговых ситах назначается в за-
висимости от крупности разделения, т. е. от размера максимального
зерна, выделяемого в нижний продукт грохота:
Требуемая крупность разделения, мл 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 0.8 1,0 1,5 2,0 2,5 3.0
Рекомендуемая ширина щелевидных
отверстий сита, мм......... 0,6	0,7 0,85 1,0 1,1 1,4 1,6 2,2 2,5 3,0 3.2
Пульпа обычно подастся на сито под напором 0,7—2,5 м вод. ст.,
скорость подачи па сито примерно 3 м!сек. Указанные соотношения
ширины отверстий сита и крупности разделения относятся к данным
условиям. Но сита могут работать при более низких, а также и при
более высоких скоростях подачи на них пульпы.
Обычные размеры дуговых сит: радиус кривизны 500—600 мм,
центральный угол 90°, площадь 1 м2. Удельная производительность
дугового сита с отверстиями 0,3—0,7 мм 70—150 ма/ч • мг.
Объемная производительность дугового сита, используемого
для классификации и работающего под напором, прямо пропор-
1 Номинальной крупностью продукта считают размер сита, соответству-
ющий остатку 5%, размер отверстия сита дугового грохота больше поминальной
крупности в 2—2,5 раза.
Выбор и расчет оборудования для измельчения
213
циопальна площади живого сечения сита и скорости подачи
пульпы
Q = 160FP, м3/ч,	(111)
где F — площадь живого сечения сита, м1 2;
v — скорость подачи пульпы на сито, м/сек.
§ 4. Выбор и расчет оборудования для измельчения
Выбор типа мельницы. На обогатительных фабриках применяются
преимущественно три типа мельниц — стержневые, шаровые с раз-
грузкой через решетку, шаровые с центральной разгрузкой (прило-
жения 12, 13, 14).
При выборе типа мельницы необходимо прежде всего решить
вопрос, следует ли установить стержневую или шаровую мельницу.
Решение этого вопроса определяется в основном требованиями,
предъявляемыми к конечному продукту измельчения. Стержневая
мельпица дает меньшее по сравнению с шаровой ошламование мате-
риала и в то же время меньший выход крупных классов, т. е. измель-
ченный продукт стержневой мельницы получается более равномер-
ным по крупности.
Стержневые мельницы дают более высокую по сравнению с шаро-
выми производительность при измельчении до 1—3 мм, но они не
могут эффективно работать, когда требуется получить более мелкий
продукт. Эти мельницы широко применяются при грубом измельче-
нии (до 0,5—3 мм) мелковкрапленных руд, обогащаемых гравита-
ционными и магнитными процессами, папример руд редких и черных
металлов, а также в первой стадии измельчения при двухстадиаль-
ном измельчении полезных пскопаемых. В прочих случаях более
эффективно работают шаровые мельницы.
Из шаровых мельниц наиболее распространены мельницы с раз-
грузкой через решетку. Они более производительны и выдают из-
мельченный продукт с меньшим содержанием шламов, чем мельницы
с центральной разгрузкой. Удельная производительность мельниц
с разгрузкой через решетку на 10—15% выше производительности
мельниц с центральной разгрузкой; из практики известны случаи,
когда при переходе от центральной разгрузки к разгрузке через
решетку удельная производительность мельницы возрастала на
30% и более. Недостатком мельниц с разгрузкой через решетку
является сравнительная сложность их конструкции и поэтому
более высокая стоимость на единицу веса и на единицу полезного
объема.
Недостатки мельниц с центральной разгрузкой — меньшая удель-
ная производительность и более сильное ошламование измельчаемых
1 См. также Иванова Л. Е. Применение дуговых грохотов на зарубежных
обогатительных фабриках. «Обогащение руд», 1963, № 5.
214
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
продуктов. Мельницы с центральной разгрузкой должны устанавли-
ваться в тех случаях, когда переизмельчение продукта является полез-
ным для последующей его обработки, например при цианировании
полотых руд с весьма тонкой вкрапленностью золота или при доиз-
мельчении очень тонковкрапленных промпродуктов.
Определение производительности мельниц. Производительность
шаровых и стержневых мельниц зависит от многих условий: измель-
чаемости руды; крупности исходного и конечного продуктов; типа
и размера мельницы; формы футеровки; заполнения мельницы дро-
бящей средой; гранулометрического состава, формы, плотности и
твердости дробящих тел; числа оборотов барабана мельницы; отно-
шения Ж : Т в питании мельницы; величины циркулирующей на-
грузки; заполнения мельницы пульпой; эффективности работы клас-
сифицирующего устройства.
Так как измельчаемость руд и другие условия могут пзменяться
в очень широких пределах, то производительность мельниц опреде-
ляют не по каталогам и справочникам, а расчетом.
Наиболее часто применяются два метода расчета производитель-
ности мельницы — по удельной производительности и по эффектив-
ности измельчения. Удельную производительность определяют по
исходной руде или чаще — по вновь образуемому расчетному классу
(обычно —0,074 мм) на единицу объема барабана мельницы, а за-
тем подсчитывают общую производительность мельницы.
Эффективность измельчения определяют в тоннах готового про-
дукта или чаще в тоннах вновь образуемого расчетного класса на
1 кет • ч затраченной энергии, а затем, с учетом потребляемой мель-
ницей мощности, подсчитывают общую производительность мель-
ницы. При определении удельной производительности и эффектив-
ности измельчения проектируемой мельницы исходят из практи-
ческих показателей, полученных на какой-либо действующей
-обогатительной фабрике, где мельницы работают в условиях, близких
к оптимальным, а свойства руды и процесс измельчения в достаточ-
ной мере стабильны.
Расчет мельницы по удельной производительности
Удельная производительность проектируемой мельницы по вновь
образуемому расчетному классу определяется по формуле
? = 9&W.-	(112)
где q — удельная производительность проектируемой мельницы
по вновь образуемому расчетному классу, т!м2 • ч;
ql — удельная производительность работающей мельницы по
тому же классу, т!мъ  ч;
Ка — коэффициент, учитывающий различие в измельчаемостп
проектируемой к переработке и перерабатываемой руды;
Выбор и расчет оборудования для измельчения
215
Кк — коэффициент, учитывающий различие в крупности исход-
ного и конечного продуктов измельчения на действующей
и на проектируемой обогатительных фабриках;
KD — коэффициент, учитывающий различие в диаметрах бараба-
нов проектируемой и работающей мельниц;
Ку — коэффициент, учитывающий различие в типе проекти-
руемой и работающей мельниц.
Различия для остальных условии работы проектируемой и рабо-
тающей мельниц (число оборотов барабана мельницы, параметры
дробящей среды, циркулирующая нагрузка, эффективность работы
классификатора и пр.) обычно не учитываются, так как предпола-
гается, что проектируемая мельница будет отрегулирована на опти-
мальный режим работы, близкий к режиму работающей мельницы.
Если действующая мельница работает не в оптимальных условиях,
то указанный метод расчета приводит к созданию некоторого
резерва производительности проектируемой мельницы. Для точных
подсчетов в этом случае требуется введение дополнительных
поправок.
Значения коэффициента Ки определяются опытным
путем (можно в лабораторных условиях) как отношение производи-
тельности мельницы по вновь образуемому расчетному классу при
измельчении исследуемой руды к производительности той же мель-
ницы по тому же классу при измельчении принятой для сравнения
«эталонной» руды. В обоих случаях крупность руды, содержание
расчетного класса в измельченном продукте и режимы измельчения
должны быть одинаковы.
Значения коэффициента Кк определяются по фор-
муле
к т-рп3
(ИЗ)
где т1 — относительная производительность мельницы по расчет-
ному классу для руды, перерабатываемой на действующей
обогатительной фабрике, при той крупности исходного и
конечного продуктов, которые имеют место на фабрике;
т2 — то же, для той же руды, но при крупности исходного и ко-
нечного продуктов, при которой производилось определение
коэффициента измельчаемости;
т3 — то же, для руды, проектируемой к обработке, при круп-
ности исходного и конечного продуктов, при которой произ-
водилось определение коэффициента измельчаемости;
т4 — то же, для руды, проектируемой к обработке, при запроек-
тированной крупности исходного и конечного продуктов.
Относительная производительность мельницы т по расчетному
классу при измельчении одной и той же руды, равная отношению
производительности мельницы при заданной крупности исходного
и конечного продуктов к производительности той же мельницы при
216
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
некоторых эталонных значениях крупности названных продуктов,
определяется по формуле
т = —;--------,	(114)*
где т — относительная производительность мельницы по рас-
четному классу при измельчении одной и той же руды;
рк — содержание расчетного класса в конечном (измель-
ченном) продукте;
ри — содержание расчетного класса в исходном продукте;
рк и ри — те же величины, но для эталонных условий измельче-
ния, т. е. для условий, при которых производитель-
ность мельницы принята за единицу;
ki — коэффициент, показывающий изменение относитель-
ной производительности мельницы по вновь обра-
зуемому расчетному классу в зависимости от крупности
исходного питания при одинаковой (эталонной) круп-
ности конечного продукта;
Ла — коэффициент, показывающий изменение относитель-
ной производительности мельницы по вновь образу-
емому расчетному классу в зависимости от крупности
конечного продукта при одинаковой (эталонной)
крупности исходного питания.
Содержания расчетных классов в продуктах при разной крупности
последних и значения коэффициентов и Ла для разных руд неоди-
наковы. Поэтому для точных расчетов перечисленные величины
должны устанавливаться опытным путем. Приближенные значения
этих величин приведены в табл. 42.
Значения относительной производительности мельниц т по вновь
образуемому классу —0,074 мм, рассчитанные по формуле (114)
для «средних» руд (типа медных порфировых), приведены в табл. 43.
При вычислении т1, т2, т* и в качестве эталонных условий
измельчения могут быть приняты любые условия, но одинаковые
для одной и той же руды.
Для приближенных расчетов можно принимать, что зависимость
производительности мельницы от крупности исходного и конечного
продуктов для обеих руд — проектируемой к обработке и перера-
батываемой — одинакова и соответствует данным табл. 43.
Тогда тя = та и значение КК будет
= <115)
где mt — значение т по табл. 43 для запроектированной крупности
исходного и конечного продуктов;
т1 — значение т по табл. 43 для крупности тех же продуктов на
действующей обогатительной фабрике.
Вывод формулы дан в первом издании учебника.
Выбор и расчет оборудования для измельчения
217
Таблица 42
Приближенные значения величин (5К, ри, и в формуле (114)
для расчетного класса —0,074 мм для «средних» руд (типа порфировых)
Крупность исходного про- дукта, мм				40-0	20-0	10-0	5-0	3—0
ри—содержание	класса —0,074 мм в исходном продукте, %				—	3	6	10	20	23
Аг—коэффициент относи- тельной производитель- ности по вновь образуе- мому классу —0,074 мм при измельчении до 60% —0,074 мм]		—	—	0,83	0,92	1,0	1,05	1,06
Крупность конечного про- дукта, мм		1-0	0,4-0	0,3—0	0,2-0	0,15-0	0,1-0	0,074—0
рк—содержание	класса —0,074 мм в конечном продукте, %1		30	40	48	60	72	85	95
к2—коэффициент относи- тельной производитель- ности по вновь обра- зуемому (классу —0,074 мм при крупно- сти исходного продукта 10—0 мм 			0.95	1,02	1,03	1,0	0,93	0.90	0,85
Примечание. Эталонные условия измельчения: крупность исходного продукта
10—0 мм, содержание класса —0,074 мм в измельченном продукте 60%.
Таблица 43
Значения относительной производительности мельниц т по вновь
образуемому классу —0,074 мм в зависимости от крупности исходного
и конечного продуктов для «средних» (типа медных порфировых) руд
Крупность исходного продукта, мм	Содержание класса —0,074 мм в конечном продукте, %						
	30	40	48	60	72	85	95
	вначения т						
40-0 20-0 10—0 5—0 3—0	0,68* 0,81* 0,95* 1,11 * 1,17*	0,77 0,89 1,02 1,15 1,19	0,81 0,92 1,03 1,13 1,16	0,83 0,92 1,00 1,05 1,06	0,81 0,88 0,93 0,95 0,95	0,80 0,86 0,90 0,91 0,91	0,78 0,82 0,85 0,85 0,85
Примечания. 1. За вталонную крупность для расчета приняты: исходный про-
дукт 10—0 мм; конечный продукт 0,2—0 мм.
2. Значения р , Рк, h^, h взяты из табл. 42.
* Этими же значениями т можно пользоваться при содержании класса —0,074 а-н
в конечном продукте 20—25%.
218
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Значения коэффициента KD подсчитываются по
формуле
V ( —0,15 \0>5	то\
0.15? ’	(116>
где D и Dy — соответственно номинальные диаметры барабанов
проектируемой к установке и работающей (эталонной)
мельницы [2, 81].
Значения коэффициента КТ принимаются равными:
1,10 4- 1,15 — при переходе от мельницы с центральной разгрузкой
к мельнице с разгрузкой через решетку; 0,9 4- 0,85 — при обратном
переходе.
Производительность мельницы по исходной
руде определяется по формуле
C =	(Н7)
Рк-Ри	'
где V — объем барабана мельницы, м3;
значения 0К и 0И — прежние.
Расчет мельницы по эффективности измельчения
Эффективность измельчения для проектируемой мельницы под-
считывается по формуле
е = е^иЛ:к,	(118)
где е — эффективность измельчения проектируемой мельницы
по вновь образуемому расчетному классу, т/квт - ч;
Cj. — эффективность измельчения действующей мельницы по
вновь образуемому классу, т/квт • ч;
Кп и Кк — коэффициенты измельчаемости и крупности, опреде-
ляемые таким же способом, как при расчете мельницы
по удельной производительности.
В формулу для расчета эффективности измельчения не входят
коэффициенты, учитывающие размеры и тип мельницы, так как
последние оказывают малое влияние на величину эффективности.
Производительность мельницы по исходной руде определяется
по формуле
О — ——____— _Ny'4e_ т/ч	И19)
V ₽К-₽И	₽К-₽И ’	7 ’	(
где N — потребляемая мельницей мощность, кет;
Ny — установочная мощность, кет;
ц — отношение потребляемой мощности к установочной
(0,85 4 0,90);
.значения рк, ри и е — прежние.
Выбор и расчет оборудования для измельчения
21S>
Пример расчета мельниц
Выбрать размер мельниц и подсчитать необходимое их число для измель-
чения в одну стадию 145 т!ч (3500 т/сутки} руды от 10 мм до крупности 67%
—0,074 мм (Рн — 67%). Содержание класса —0,074 лив в исходной руде Р„ =
= 12%.
Принятая за эталон руда перерабатывается на действующей обогатительной
фабрике, оборудованной мельницами с центральной разгрузкой, размером
D х L = 2100 х 3000 мм. Каждая мельница потребляет мощность 160 кет
и дает производительность 15 т!ч при питании рудой крупностью 20—0 мм
(Ри = 6% —0,074 мм) и содержании расчетного класса в конечном продукте
62% (Рк = 62%). Определенное опытным путем значение коэффициента измель-
чаемости руды, предназначенной к обработке, по отношению к руде, измельча-
емой на действующей фабрике, оказалось равным Ки = 0,92.
Для проектируемой обогатительной фабрики выбраны мельницы с разгруз-
кой через решетку. Необходимо сравнить варианты с установкой мельниц:
2700 х 2100; 2700 х 2700; 3200 х 3100 мм.
Расчет мельниц по удельной производительности
1.	Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу
—0,074 мм действующей мельницы *:
С(Рк~Ри)4 15(0,62-0,06)4 пп, . _
gl= л (Д — 0,15Я~Ь = л(2,1—0,15)а-3" =°’94 т,М  Ч-
2.	Определяем значение коэффициента Кк по формуле (115):
лк — — •
а)	определяем значение mt по табл. 43 для проектируемых
условий измельчения: крупность исходного продукта 10—0 мм, содержание
класса —0,074 мм в конечном продукте 67 %. Для данной крупности исходного
в таблице указаны значения т при измельчении до 60% —0,074 лои (т — 1,0)
и при измельчении до 72% —0,074 мм (т = 0,93). Значение mt при измельче-
нии до 67% —0,074 мм находим интерполяцией:
1 л_л оа
т*= 1’°~ ото пкп • (0,67 - 0,60) = 0,959;
Uj I £
б)	определяем значение по табл. 43 для условий измельче-
ния действующей мельницы: крупность исходного продукта 20—0 мм, содержа-
ние класса —0,074 мм в конечном продукте 62%:
ян = 0,92-	• (0,62-0,60) = 0,913;
vj ।	vjDv
3.	Определяем значение коэффициентов KD для сравниваемых мельниц:
а, б) для мельниц 2700 х 2100 и 2700 х 2700
( 2,7-0,15
с \ 2,1-0,15
\0,5
) =1,14;
* При подсчетах объема барабана мельницы номинальный диаметр его
уменьшен на 0,15 м за счет толщины футеровки.
220
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
в) для мельницы 3200 х 3100
/ 3,2-0,15 \°,5
2,1-0,15 7 -1,25-
4.	Определяем значение коэффициента К?. Так как на действующей обога-
тительной фабрике работает мельница с центральной разгрузкой, а на проекти-
руемой фабрике предполагается установка мельницы с разгрузкой через
решетку, то значение Кт принимаем равным 1,15.
5.	Определяем производительность мельниц по вновь образуемому классу
—0,074 мм по формуле (112):
д=д1КиЙГкЙГо/Ст;
а, б) для мельниц 2700 х 2100 и 2700 X 2700
g = 0,94 - 0,92-1,05-1,14.1,15 = 1,19 т/м3.ч-,
в) для мельницы 3200 х 3100
g = 0,94-0,92.1,05 • 1,25-1,15 = 1,31 т/м3-ч.
6.	Определяем производительность мельниц по руде по формуле (117):
п qV q Л (Д-0,15)2 L .
М Рк—Ри 4(Рк — Рп) ’
а)	для мельницы 2700 х 2100
„	1,19 л- (2,7-0,15)а- 2,1 опп , .
4(0,67-0,12)	2,3,3 т/ч,
б)	для мельницы 2700 х 2700
_	1,19 л-(2,7 —0,15)а-2,7 _ ,
4(0,67-0,12)	-30,0 т/ч,
в для мельниц 3200 х 3100
„	1,31 л • (3,2—0,15)2 • 3,1	,
Qa=------4(0,67—0,12)---= 54'0 т'4'
7.	Определяем расчетное число мельниц:
вариант а:
145
П1=-^-=6,2; И1=б;
вариант б:
145	, о
Пг~ 300 ~4,8, "2-5;
вариант в:
пз=3-
8.	Выбор размера и числа мельниц производим на основании техцико-
экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине потребной
для каждого варианта установочной мощности, суммарному весу и суммарной
Выбор и расчет оборудования для измельчения	221
стоимости мельниц. При сравнении вариантов необходимо учитывать и другие
условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц: требуемую для каждого
варианта грузоподъемность крана, схему измельчения (одна или две стадии),
число сортов руды, подлежащих отдельной переработке, условия ремонта
мельниц, удобство размещения оборудования.
Сравнение вариантов установки мельниц дано в табл. 44.
Таблица 44
Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям
(к примеру расчета мельниц)
Варианты	Размеры барабанов мельниц ОХЬ, мм	Число мель- ниц	Вес мельниц, т		Установочная мощность, кет		Стоимость, тыс. руб.		Коэффициент запаса
			ОДНОЙ	всех	одной	всех	одной	всех	
а	2700X2100	6	67,0	402	300	1800	18,5	111	6:6,2=0,97
б	2700 X 2700	5	75,5	377	380	1900	20,9	104	5:4,8=1,04
в	3200X3100	3	97,7	293	600	1800	27,0	81,0	3:2,7=1,12
Из сравнения следует, что наиболее экономичным является вариант уста-
новки а мельниц 3200 X 3100.
Расчет мельниц по эффективности измельчения
1.	Определяем эффективность измельчения действующей мельницы по вновь
образуемому классу —0,074 мм:
<Рд-|Ы> _ 15(0^-у>,_м525
2.	Определяем эффективность измельчения мельниц на проектируемой
фабрике по формуле (118) (значение Кк — см. предыдущий расчет):
е = е^КцКц = 0,0525 • 0,92 • 1,05 = 0,0523 т/кет  ч.
3.	Определяем производительность мельниц по формуле (119):
О - Ne
Q* ₽к-₽и •
Потребляемую мощность в условиях оптимального заполнения барабанов
мельниц шарами (45—50%) и оптимального числа оборотов барабана (80% .
от критического) принимаем равной 85—90% от установленной мощности.
Тогда:
а)	для мельницы 2700 х 2100
_	300 - 0,90-0,0523	„„ ,
(?“ =	0,67- 0,12-= 2516 т/ч;
б)	для мельницы 2700 х 2700
_	380 • 0,90 • 0,0523 с ,
0,67-0,12	=32’5 т/4'
222
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
в)	для мельницы 3200 х 3100
„	600 - 0,90 - 0,0523	,
..(К67—0,12	= 51’3 т/ч-
4.	Определяем расчетное число мельниц'.
вариант а:
145 е„
К1-2^6_5’7’ И1-6:
вариант б:
145	. с
П2-3^5-4’5’ ”2-5;
вариант в:
145
n3=-d^=2.S4; «,=3.
О1,0
Определение числа мельниц в отдельных стадиях измельчения.
При измельчении в две стадии предварительно определяется общее
число мельниц для обеих стадий. Для этого сначала подсчитывается
средняя для обеих стадий удельная производительность мельниц
(или эффективность измельчения), после чего находится общий потреб-
ный объем барабанов мельниц и общее их число. Если измельчение
эталонной руды на действующей обогатительной фабрике произво-
дится в две стадии, то при подсчете средней удельной производи-
тельности мельниц для проектируемой фабрики исходят из фактиче-
ской средней (для обеих стадий) удельной производительности
работающих мельниц.
В случае, когда на действующей обогатительной фабрике в от-
дельных стадиях измельчения установлены мельницы разных типов
и размеров, то для расчета средней фактической производительности
необходимо сначала вычислить общий приведенный к определенному
типу и диаметру объем барабанов работающих мельниц. Например,
если в первой стадии измельчения установлена мельница с разгруз-
кой через решетку, диаметром и объемом барабана У,, а во вто-
рой стадии — мельница с центральной разгрузкой, диаметром Ds
и объемом V2, то общий приведенный к размеру Йа ик типу мельниц
с центральной разгрузкой объем барабанов работающих мельниц
будет
Уприв -= УЛТ (	)0,5 + У2,	(120)
где К? — коэффициент, учитывающий различие в типе установлен-
ных мельниц, равный в рассматриваемом случае 1,10—1,15.
Определение общего потребного объема барабанов мельниц по
методу эффективности измельчения в данном случае будет значи-
тельно проще, чем определение по методу удельной производитель-
ности, поскольку эффективность измельчения практически мало зави-
сит от типа и размеров мельниц. Требуемое для получения заданной
Выбор и расчет оборудования для измельчения
223
крупности продукта первой стадии измельчения распределение
объема барабанов мельниц между стадиями приближенно может
быть определено по формулам (41), (49) и (50).
Более точно требуемое распределение объемов барабанов мельниц
может быть найдено следующим способом: по известному содержа-
нию расчетного класса в продукте первой стадии измельчения опре-
деляется потребный объем барабанов мельниц для первой стадии;
объем барабанов мельниц второй стадии находится по разности
между общим объемом барабанов и объемом барабанов мельниц
первой стадии измельчения.
Если на действующей обогатительной фабрике измельчение про-
изводится в одну стадию, а на проектируемой фабрике — в две ста-
дии, то в расчетные формулы для дие [формулы (112) и (118)) может
быть введен поправочный коэффициент, равный 1,05—1,10, учиты-
вающий, что при двухстадиальной схеме производительность мельниц
и эффективность измельчения увеличатся на 5—10% по сравнению
с одностадиальной схемой вследствие лучшего рационирования
шаровой нагрузки.
В случае, когда проектом предусматривается установка в первой
стадии измельчения стержневых, а во второй — шаровых мельниц,
расчет мельниц удобнее вести по методу эффективности измельчения.
Стержневая мельница и сопряженные с ней шаровые мельницы
рассматриваются как один измельчающий агрегат с установочной
мощностью
N •= Ne+Мш, кет,
где Nc — установочная мощность стержневой мельницы, кет;
— установочная мощность сопряженных шаровых мельниц
(одной или нескольких), кет.
Для создания условий эффективной работы измельчения стерж-
невой мельницы в открытом цикле необходимо, чтобы отношение
общего приведенного объема барабанов шаровых мельниц к приве-
денному объему барабана стержневой мельницы было не менее
1,5—2*. Так как потребляемые мельницами мощности пропорцио-
нальны приведенным объемам их барабанов, то для эффективной
работы измельчения стержневой мельницы в открытом цикле необ-
ходимо, чтобы отношение Nm /Nc было не менее 1,5—2,0. Этим
правилом необходимо руководствоваться при выборе размеров
и числа сопряженных стержневых и шаровых мельниц.
Чем выше рассматриваемое отношение, тем эффективнее будут
работать мельницы, но в то же время по мере роста отношения
Еш/Ес количество руды, поступающее в головную стержневую
мельницу, будет увеличиваться. По этой причине верхний предел
отношения Еш/Ес ограничивается транспортирующей способностью
стержневой мельницы. Последняя, согласно практическим данным,
* См. главу IV, § 3.
224
Выбор и расчет, основного обогатительного оборудования
не должна превышать 8—10 т/ч на 1 Л48 объема барабана мельницы.
Поэтому после определения производительности агрегата необхо-
дима проверка стержневой мельницы на удельную нагрузку.
Расчет производительности стержневых мельниц на гравитацион-
ных и магнитообогатительных фабриках. На этих фабриках стержне-
вые мельницы обычно применяются для измельчения руды до
1—3 мм (30—20% класса —0,074 мм). Так как зависимость между
диаметром барабана и производительностью для стержневых мель-
ниц не установлена с требуемой точностью, то наиболее надежным
является расчет производительности этих мельниц по методу эффек-
тивности измельчения [формулы (118) и (119)].
Поправочный коэффициент на крупность исходного и конечного
продуктов приближенно вычисляется, как и при расчете шаровых
мельниц, по формуле (115); значения т берутся из табл. 43. Попра-
вочный коэффициент на измельчаемость исходного продукта опреде-
ляется опытным путем или устанавливается по литературным данным.
В первом приближении его можно принимать таким же, как при
измельчении в шаровых мельницах.
При очень грубом измельчении или при мягкой руде производи-
тельность стержневой мельницы может лимитироваться ее транспор-
тирующей способностью (8—10 т/ч • м3 для полезных ископаемых
с плотностью 2,7 т/м3).
Расчет производительности мельниц при измельчении промпро-
дуктов. При необходимости тонкого измельчения промпродуктов
за расчетный обычно принимается класс —0,040 мм.
Если имеющиеся в распоряжении данные позволяют вычислить
удельную производительность или эффективность измельчения по
расчетному классу, то подсчет объема барабанов мельниц затруднений
не представляет В противном случае потребный для доизмельчения
промпродукта объем барабанов мельниц может быть приближенно
подсчитан по формуле
Рп = Уп(Р1-Г2),
(121)
где Еп — объем барабанов мельниц для доизмельчения промпро-
дукта, л»3;
уп — выход промпродукта в долях единицы;
Vi — объем барабанов мельниц, потребный для измельчения
всей руды до крупности, равной крупности доизмельчен-
ного промпродукта, Jt8;
Vt — объем барабанов мельниц, потребный для измельчения
всей массы руды перед обогащением, м3.
Формула (121) основана на допущении, что измельчаемость
промпродукта одинакова с измельчаемостью руды.
Практические значения q, приведенные к шаровой мельнице
0 3200 мм с разгрузкой через решетку, и значения е для некоторых
руд даны в табл. 45.
Выбор и расчет оборудования для измельчения
225
Таблица 45
Удельная производительность и эффективность измельчения шаровых
мельниц, приведенные к мельнице 0 3200 мм с разгрузкой через решетку
Руда	Содержание класса —0,074 мм • в измельчен- ном продук- те, %	q—удельная производи- тельность,	е—эффектив- ность измель- чения, 7П / КАШ  Ч
		по вновь оС классу —	раэуемому 0,074 jwjh
Среднеуральская медная 		50	1,2	0,052
Коунрадская медная		57-60	1,80 »* **	0,076
Джезказганская медная *		50	1,10	0,047
Норильская медно-никелевая *	61	1,10	0,047
Печенгская медно-никелевая		65	1,04	0,044
Каджаранская медно-молибденовая *	51,5	1,13	0,048
Лениногорская свинцово-цинковая *	55	1,10	0,047
Кировская апатито-нефелиновая	55	1,29	0,055 ‘
Магнетитовые кварциты ЮГОК 1 * . .	64	2,	0,089
Примечания. 1. Эффективность измельчения рассчитана по формуле е= qVI 0,90 IV,
где: V — объем барабана мельницы 3200X3100 мм, равный 23 м3; N — мощность электро-
двигателя мельницы, равная 600 кет; 0,90— коэффициент вагрузки электродвигателя.
2. Крупность исходного питания 25—0 мм.
3. Шаровая нагрузка 46%.
4. Скорость вращения барабана мельницы 80% от критической.
* Удельная производительность по В. А. Олевскому [81].
** Средняя удельная производительность по первой и второй стадиям измельчения.
Бесшаровое измельчение применяется в двух вариантах — с пол-
ным и с частичным рудным самоизмельчением.
При полном рудном самоизмельчении устанавливаются мельницы
большого размера типа «Аэрофолл» или «Каскад». Размеры мельниц:
диаметр барабана 5—8 м, длина цилиндрическом части 1,5—2,5 м.
Измельчение может производиться сухое или мокрое. Максимальная
крупность кусков исходного продукта обычно составляет 200—
350 мм и может доходить до 900 мм. Максимальную крупность из-
мельченного продукта можно регулировать в широком диапазоне —
от нескольких миллиметров до 50 микрон.
При установке мельниц бесшарового измельчения отпадает необ-
ходимость в среднем и мелком дроблении, а при средней крупности
исходной руды она может непосредственно поступать в измельчение,
минуя и операцию крупного дробления. В связи с этим резко умень-
шаются капитальные затраты и эксплуатационные расходы на опе-
рации дробления и измельчения (на 35—50%). Общий расход стали
сокращается примерно в 10 раз по сравнению с обычной схемой из-
мельчения. Значительно увеличивается производительность труда.
Недостаток бесшарового измельчения при полном рудном само-
измельчении состоит в том, что некоторые руды постепенно
15 Заказ 760.
226
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
накапливаются в мельнице в виде наиболее твердых кусков проме-
жуточной крупности, которые имеют недостаточные размеры, чтобы
быть дробящими телами, и в то же время, вследствие повышенной
твердости, сами плохо измельчаются.
Установившийся гранулометрический состав руды в мельнице
зависит не только от характеристики крупности и других физиче-
ских свойств поступающей руды, но и от числа оборотов барабана
мельницы. При большом числе оборотов происходит интенсивное
дробление кусков средней крупности сильными ударами крупных
кусков, поэтому количество кусков средней крупности уменьшается.
При малом числе оборотов уменьшается измельчение ударами и уве-
личивается роль истирания и раздавливания, куски средней круп-
ности измельчаются медленнее, вследствие чего содержание их воз-
растает. В случае неблагоприятного гранулометрического состава
руды производительность мельницы и эффективность измельчения
уменьшаются.
Для регулирования гранулометрического состава руды в мель-
нице применяются следующие способы: добавка в мельницу неболь-
шого количества стальных шаров — до 2,5—10% от объема барабана
мельницы; надлежащий подбор максимальной крупности исходной
руды; применение бесступенчатого регулирования числа оборотов
барабана мельницы в пределах от 50 до 100% от критического;
предварительное грохочение руды с последующим рационированным
питанием мельницы отдельными классами крупности. При послед-
нем способе регулирования необходимо иметь добавочную дробильно-
измельчительную установку, работающую по обычной схеме, для
дробления и измельчения класса, получаемого в избытке.
При частичном рудном самоизмельчении применяются обычные
мельницы с диаметром барабана 2—3,5 м, в которые вместо шаров
загружаются куски руды определенной крупности, выделяемые
грохочением при операциях дробления. Выделяемый класс должен
иметь такие пределы крупности, чтобы вес отдельных кусков был
равен весу заменяемых ими шаров.
При измельчении с частичным самоизмельчением руды произво-
дительности мельниц ниже, чем при измельчении со стальными
телами (производительность прямо пропорциональна плотности
дробящей среды). Соответственно увеличиваются число или размер
мельниц и капитальные затраты на оборудование цеха измельчения.
Эксплуатационные же расходы при бесшаровом измельчении меньше,
так как исключается стоимость шаров.
Бесшаровое измельчение с полным или частичным самоизмель-
чением руды имеет некоторые технологические преимущества по
сравнению с измельчением стальными телами. Практика показала,
что при бесшаровом измельчении достигается лучшее раскрытие
полезных минералов при меньшей степени измельчения руды и мень-
шем ее ошламовании. Это приводит к уменьшению расходов на из-
мельчение, к повышению технологических показателей при обога-
Выбор и расчет оборудования для классификации
221
щении руды и к снижению расхода реагентов при ее флотации или
гидрометаллургической обработке [20] Ч
При расчете производительности мельниц бесшарового измель-
чения в первом приближении можно допустить, что удельный расход
энергии на 1 т руды в случае полного рудного самоизмельчения
равен суммарному удельному расходу энергии в операциях дробле-
ния и измельчения стальными телами. По удельному расходу энер-
гии и потребляемой мельницей мощности подсчитывается ее произ-
водительность.
Для мельниц с частичным рудным самоизмельчением можно
принять, что их производительность и потребляемая мощность при
переходе от измельчения стальными телами на бесшаровое измель-
чение уменьшается прямо пропорционально уменьшению плотности
дробящей среды.
§ 5. Выбор и расчет оборудования для классификации
Механические классификаторы и гидроциклоны. К механическим
классификаторам относятся реечные, спиральные и чашевые клас-
сификаторы, из них наиболее совершенными являются спиральные
классификаторы. По сравнению с реечными классификаторами они
обладают следующими достоинствами: имеют более спокойную зону
классификации, вследствие чего слив меньше загрязняется неконди-
ционными по крупности зернами; дают возможность получения более
плотных сливов при классификации по одной и той же крупности;
обеспечивают меньшую влажность песков и более высокую эффектив-
ность классификации; имеют больший угол наклона корыта, что
позволяет осуществить самотечное сопряжение с мельницей даже
при больших размерах оборудования [65, 82].
Чашевые классификаторы на вновь строящихся фабриках не
применяются.
Механические классификаторы по сравнению с гидроциклонами
меньше расходуют электроэнергии, могут классифицировать более
крупный материал и имеют более длительные межремонтные периоды.
Основной недостаток их высокая стоимость и большие габаритные
размеры; это увеличивает капитальные затраты на оборудование и
на строительство зданий обогатительных фабрик. По указанной при-
чине механические классификаторы все более вытесняются гидро-
циклонами.
В первое время гидроциклоны устанавливались вместо механи-
ческих классификаторов преимущественно во второй стадии измель-
чения. Это объясняется тем, что при мелком материале, разгружа-
емом мельницей второй стадии, износ турбинок песковых насосов
и возможность забивки насадка гидроциклона значительно меньше,
1 См. также Экспресс-информацию по серии «Обогащение полезных ископа-
емых», вып. 47, 1964 г.
15*
.228
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
чем при крупном материале, выходящем из мельницы первой ста-
дии измельчения.
Позднее, чтобы избежать установки громоздких механических
классификаторов и в то же время уменьшить опасность забивки
насадок гидроциклонов крупными зернами, стали применять схемы
измельчения, в которых разгрузка стержневой мельницы первой ста-
дии поступала непосредственно в шаровую мельницу второй стадии.
Например, такая схема осуществлена на многих крупных магнито-
обогатительных фабриках, построенных в последние годы (ЮГОК-2,
ЦГОК, 9 и 10 секции ЮГОК-1 и др.).
Недостаток этой схемы состоит в том, что в мельницу второй
стадии измельчения поступает большое количество готового по
крупности продукта, что снижает эффективность ее работы, приво-
дит к излишнему ошламованию руды и к снижению производитель-
ности мельницы по вновь образуемому продукту расчетной круп-
ности.
На некоторых зарубежных обогатительных фабриках [Анаконда
Миссион (США)] применяется классификация слива стержневых
мельниц в гидроциклонах. Возможность установки гидроциклонов
для классификации слива стержневых мельниц еще более ограничи-
вает область применения механических классификаторов.
Однако при сочетании ряда условий установка механических
классификаторов для слива стержневых мельниц может оказаться
более экономичной, чем установка гидроциклонов. К таким усло-
виям относятся: необходимость классификации крупного и абразив-
ного материала; высокая стоимость электроэнергии; невозможность
применить износоустойчивые материалы для сменных частей центро-
бежных насосов и гидроциклонов. Роль механического классифика-
тора в этом случае должна сводиться лишь к выделению из питания
гидроциклонов наиболее крупной части песков, направляемых
непосредственно в шаровую мельницу. Слив классификатора должен
насосом подаваться в гидроциклоны, работающие в замкнутом цикле
•с шаровой мельницей.
Применение механических классификаторов может оказаться
также выгодным для выделения наиболее крупной части песков
при измельчении руды в одну стадию. Слив классификатора и
в этом случае должен направляться для окончательной классифи-
кации в гидроциклон.
Таким образом, при сочетании упомянутых условий роль и
область применения механических классификаторов должны огра-
ничиваться лишь выделением наиболее крупной части песков из
питания гидроциклонов. Чтобы уменьшить размеры механического
классификатора, слив следует получать по возможности крупным
(—0,6; —0,8 мм) при плотности, соответствующей максимальной
производительности классификатора. Во всех других случаях пред-
почтение следует отдать гидроциклопам.
Выбор и расчет оборудования для классификации
229
Расчет спиральных классификаторов
Спиральные классификаторы выпускаются двух типов — с непо-
груженной спиралью для получения грубых и с погруженной спи-
ралью для получения тонких сливов (приложение 15).
Выбранный к установке классификатор должен обеспечивать
требуемую производительность по сливу и по пескам.
Весовая производительность по сливу спиральных классификато-
ров данного размера зависит от крупности слива, плотности класси-
фицируемого материала и плотности слива, гранулометрического
состава классифицируемого материала, концентрации в пульпе рас-
творимых солей и реагентов. Для ('Средних» по содержанию первич-
ных шламов руд производительность по сливу может быть подсчи-
тана по эмпирическим формулам:
а)	для классификаторов с непогруженной спиралью
Q = таЪ (94£>2 + 16.D);	(122)
б)	для классификаторов с погруженной спиралью
Q = mab (75D2 + 10Z>),	(123)
где Q — производительность по твердому материалу в сливе,
т!сутки\
т — число спиралей классификатора;
а, b — поправки на крупность слива (табл. 46) и на плотность
материала (табл. 47);
D — диаметр спирали, м.
Таблица 46
Поправки на крупность слива при определении производительности
спиральных классификаторов по формулам (122) и (123)
Максимальная круп- ность слива, мм . . . Весовое базисное раз- бавление Ж : Т ...	0,4 1,8	0,3 2,0	0,2 2,33	0,15 4,0	0,1 4,5	0,074 5.7	0,053 6,0	0,044 6-7,5
Величина поправки а: для классификаторов с высоким порогом	1,95	1,70	1,46	1,0	0,66	0,46		
для классификаторов с погруженной спи- ралью 		—	—	2,9	2,2	1,60	1,00	0,57	0,36
Примечания:
1. Под максимальной крупностью слива подразумевается размер отверстий сита, через
которое проходит 95% материала.
2. Зависимость между максимальной крупностью слива и содержанием в нем класса
—0,074 мм приведена в табл. 22
230
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Таблица 47
Поправки на плотность классифицируемого материала
при определении производительности спиральных классификаторов
по формулам (122) и (123)
Плотность материала, г!см3 ....	2,7	3,0	3,3	3,5	4,0	4,5
Величина поправки Ъ 		1,0	1,15	1,30	1,40	1,65	1,90
Для классификаторов большого размера (D >> 1000 мм) по
В. А. Олевскому более точные результаты дают «трехчленные»
формулы:
а)	для классификаторов с непогруженной спиралью
Q = mab(G5Dz + 7429—27,5);	(124)
б)	для классификаторов с погруженной спиралью
Q = mdb (50Z)2 + 50Z)—18).	(125)
Решение уравнений (122)—(123) дает*:
а)	для классификаторов с непогруженной спиралью
D = —0,08 + 0,103 /	(126)
б)	для классификаторов с погруженной спиралью
П = _0,07 +0,115]/-^.	(127)
Производительность спиральных классификаторов по сливу зави-
сит от плотности слива. Поэтому формулы (122)—(127) справедливы
только для определенных разбавлений (Ж : Т) слива, называемых
далее базисными. Для руд плотностью 2,7 г/см* со средним содержа-
нием шламов базисные разбавления приведены в табл. 46. Пересчет
базисного разбавления для руд иной плотности может быть произ-
веден по формуле
«eJ=«2,7-^-,	(128)**
где 7?б — базисное разбавление для руды плотностью 6;
/?2 7— базисное разбавление для руды плотностью 2,7 г! см*.
* Даны приближенные решения уравнений. При значениях Q >
> 100 т!сутки относительная ошибка в определении D не превосходит 2,5%.
*♦ При пользовании формулами В. А.Олевского расчетные диаметры спиралей
классификаторов получаются несколько большими по сравнению с вычисленными
по формулам (126) и (127). Разница в диаметрах не превышает 10%, поэтому
практически безразлично, какими из приведенных формул пользоваться при
расчетах.
Выбор и расчет оборудования для классификации
231
Для руд с повышенным содержанием первичных шламов базис-
ные разбавления следует назначать на 20—25% больше, а для руд
с малым содержанием шламов — на 20—25% меньше, чем для «сред-
них» по содержанию шламов руд.
При отклонении фактического (расчетного) разбавления от базис-
ного производительность по сливу будет изменяться. При более
плотных пульпах по сравнению с базисными производительность
уменьшается. По мере снижения плотности слива производитель-
ность сначала возрастает, проходит через максимум при некоторой
плотности, называемой критической, а затем уменьшается до нуля.
Критические разбавления зависят от крупности слива, плотности
руды и содержания в ней первичных шламов. Ориентировочные
значения критических разбавлений даны в табл. 48.
Таблица 48
Ориентировочные значения критических разбавлений Ж: Т (по весу) слива
спиральных классификаторов для руд плотностью 2,7 г!см2
Содержание первичных шламов в руде	Максимальная крупность слива, мм					
	0,4	0,3	0,2	0,15	0,1 |	0,075
	Критическое разбавление Ж : Т слива					
Малое 		2,5	3,0	3,5	4,0	5,0	7,0
Среднее		3,0	3,5	4,0	6,0	8,0	10,0
Высокое		3,5	4,0	5,0	7,0	9,0	12,0
Для руд плотностью больше или меньше 2,7 г/см3 критические
разбавления могут быть подсчитаны по формуле (128).
На обогатительных фабриках спиральные классификаторы рабо-
тают при разбавлениях значительно меньших, чем критические,
что обусловлено требованиями последующего технологического про-
цесса. По данным табл. 46 и 48, базисные разбавления составляют
около 60% от критических.
Поправки в формулы производительности спиральных классифи-
каторов на плотность слива даны в табл. 49.
Таблица 49
Поправки в формулы производительности спиральных классификаторов
по сливу в зависимости от плотности слива
Отношение расчетного раз- бавления к базисному Ярасч/Ябаз 		0,6	0,8	1,0	1,2	1,4	1,7	2,0	3,0	4,0	5,0
с — поправка производитель- ности на плотность слива	0,7— 0,75	0,85	1,0	1,1	1,2	1,25	1,2	1,0	0,85	0,70
232
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
При определении величины поправок учтено, что базисные отно-
шения Ж : Т равны 60% от критических, а производительность
при базисных отношениях составляет 80 % от максимальной произво-
дительности классификатор а.
При классификации материала с большим содержанием тонких
шламов вязкость пульпы увеличивается. Это понижает скорость
осаждения зерен и уменьшает производительность классификатора
по сливу. Поэтому в формулы для расчета производительности
должны быть введены поправки на тип руды: для руд с высоким
содержанием первичных шламов производительность следует умень-
шить на 20—25%, а для руд с низким содержанием шламов — уве-
личить на 10—20 %.
С учетом дополнительных поправок на плотность пульпы и на тип
руды расчетные формулы (126) и (127) будут иметь следующий вид:
а)	для классификаторов с непогруженной спиралью
°--0.08 + 0,103|/^;	(129)
б)	для классификаторов с погруженной спиралью
° = -0,07+0,115/3=,	(130)
где с — поправка на плотность слива (табл. 49);
d — поправка на содержание первичных шламов.
Производительность спиральных классификаторов по пескам
подсчитывается по формуле
Q = 135mfewZ)3,	(131)
где Q — производительность по пескам, т/сутки-,
п — скорость вращения спирали, об/мин-,
т, Ъ, D имеют прежние значения [см. формулы (122) и (123)].
Пример расчета спирального классификатора
Выбрать спиральный классификатор для следующих условии: производи-
тельность по сливу 600 т/сутки и по пескам—2500 т/сутки-, крупность слива
—0,2 мм; разбавление слива Дт = 1,8; плотность руды б = 3,0 г/см3; руда
средняя по содержанию шламов.
1.	В соответствии с заданной крупностью слива и производительностью
выбираем двухспиральный классификатор с непогруженной спиралью, т = 2.
2.	Определяем значения поправочных коэффициентов а, b, с, d к расчетным
формулам:
а)	поправка на крупность слива (0,2 мм) а — 1,46
(табл. 46);
б)	поправка на плотность руды (3,0 г/см3) Ь = 1,15
(табл. 47);
Выбор и расчет оборудования для классификации
233
в)	поправка на плотность слива:
по формуле (128) и табл. 46 базисное разбавление Ж : Т для руды 6 =
= 3 г!см.3 будет
*е = *2,7 -^- = 2,33 ^-=2,1,
отношение требуемого разбавления к базисному
поправка на плотность слива по табл. 49 (интерполяцией)
с = 0,89;
г)	поправка на содержание первичных шламов
не вводится, т. е. d = 1,0.
3.	Определяем диаметр спиралей классификатора по формуле (129):
П—0,08+0.103 У_2___„,08+0.103 /=1.38 ».
Ближайший стандартный размер классификатора D — 1500 мм.
4.	Определяем действительную производительность выбранного классифи-
катора по формуле (122):
Q= mabcd (94Я2-|- 16Я) =2 • 1,46 • 1,15 • 0,89 • 1,0 (94 • 1,52+16 -1,5) = 710 т/сутки.
5.	Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам
по формуле (131)
Q =135гоЬпО3=135  2 • 1,15 • 2,5  1,53 = 2600 т/сутки.
Скорость вращения спирали классификатора принимаем 2,5 об/мин.
Проверка показывает, что даже при наименьшей скорости вращения спи-
рали классификатор с избытком обеспечивает требуемую производительность
по пескам.
Расчет гидроциклоное
Техническая характеристика гидроциклонов приведена в прило-
жении 16.
Производительность гидроциклонов по исходному питанию и
крупность граничных зерен в сливе подсчитываются по формулам [89]
V — 5dn dm V gll ;	(132)
6 = 0,9-	,
л/я Ге—ео
где V — производительность по исходному питанию, л/мин;
da — диаметр отверстия питающего насадка, см;
dm — диаметр отверстия шламового насадка, см;
g — ускорение силы тяжести (9,81 м/сек2);
Н — давление пульпы на входе в гидроциклон, кГ/см2;
234
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
6 — крупность граничных зерен в сливе, мк;
D — диаметр гидроциклона, см;
Ри — содержание твердого в исходном питании, %;
Д — диаметр отверстия пескового насадка, сл;
6 — плотность классифицируемой руды, г/см3;
р0 — плотность жидкой фазы (1 г/см3).
Здесь под граничной крупностью понимается размер отверстий
сита, на котором выход мелкого класса равен выходу твердой фазы
в сливе гидроциклона.
Максимальная крупность зерен в сливе приблизительно в 1,8
раза больше крупности граничных зерен, поэтому для зерен макси-
мальной крупности формула (133) имеет вид
бм —
А Ун Q0
(134)
где бм — крупность максимальных зерен в сливе гидроциклона, мк.
Решая равенство (134) относительно D, получаем формулу для
определения максимального диаметра гидроциклона для получения
слива требуемой крупности:
п <135)
ри
Отношение лежит в пределах от 0,15 до0,8. Широкие пределы
этого отношения объясняются тем, что диаметр отверстия пескового
насадка является регулируемым параметром. При определении
максимального диаметра гидроциклона по формуле (135) следует
принимать отношение равным 0,5—0,6.
Содержание твердого в исходном питании
100
Ри _Yc_ , Yn. ’ /о’	(136)
₽с ₽п
где ус и Тп — выходы твердого в сливе и в песках;
рс и рп — содержания твердого в сливе и в песках.
Содержание твердого в песках гидроциклона равно 60—70%.
Содержание твердого в сливе зависит от требуемой крупности слива
и по В. А. Олевскому [82] приблизительно может быть определено
по формуле
рс = (52 —0,38 Р) [14-0,5 (е—2,7)], %,
(137)
где рс — содержание твердого в сливе, %;
р — требуемое содержание класса —0,074 мм в сливе, %;
q — плотность классифицируемого материала, г/см3.
Выбор и расчет оборудования для классификации
235
Давление пульпы на входе в гидроциклон обычно лежит в преде-
лах 0,4—1,5 кГ/см2. Для экономии энергии и уменьшения износа
сменных частей насоса давление желательно принимать наименьшим.
Следует, однако, иметь в виду, что при очень низком давлении диа-
метры гидроциклонов получаются малыми, а число гидроциклонов
большим, а это неудобно в эксплуатации. Поэтому при выборе гидро-
циклонов необходимо сравнить несколько конкурирующих вариан-
тов, отличающихся давлением пульпы на входе в гидроциклон.
Порядок выбора и расчета гидроцикло-
нов сводится к следующему:
1.	По формуле (135) определяют максимальные диаметры гидро-
циклонов при значении — 0,5—0,6 для трех вариантов: Н =
= 0,5 кГ/смг\ Н — 1,0 кГ/см2', Н = 1,5 кГ/см2.
2.	Выбирают для каждого варианта ближайший меньший типо-
вой диаметр гидроциклона.
3.	По формуле (132) подсчитывают для каждого варианта произво-
дительность гидроциклона по сливу.
4.	Подсчитывают для каждого варианта требуемое число гидро-
циклонов.
5.	Для каждого варианта производят поверку гидроциклона на
удельную нагрузку по пескам, которая должна быть в пределах
0,5—2 т/ч  см2 площади живого сечения пескового насадка.
6.	Путем сравнения выбирают наиболее выгодный вариант.
Пример расчета гидроциклонов
Выбрать гидроциклоны для следующих условий работы: максимальная
крупность зерен в сливе 0,15 мм (соотношение между максимальной крупностью
слива и содержанием в нем класса —0,074 мм — см. табл. 22); производитель-
ность по исходному питанию 4000 т/сутки, по сливу —1000 т/сутки, по
пескам — 3000 т/сутки- отношения Ж: Т: в сливе — 2,5:1 (28,5% твердого),
в песках — 0,5:1 (67% твердого), в исходном питании 1:1 (50% твердого);
плотность руды 3 г/см3.
1.	Определяем по формуле (135) максимальный диаметр гидроциклонов
при отношении = 0,5:
а)	д л я Н = 0,5 кГ/см?
,	0,38 6м ( <7Ш ) (е 6о)/Я	о,38 • 1502-0,52-(3—1)/О^Г
м	₽и	”	50
б)	д л я Н = 1,0 кГ/см3
Ям=59 ]Д^=83 см'
в)	для II = 1,5 кГ/см3
Вм=59^/Гу|- = 102 см.
236
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Ближайшие меньшие размеры диаметров типовых гидроциклонов будут
500, 750 и 1000 лив.
2.	Определяем производительность гидроциклонов по формуле (132):
а)	для гидроциклона D = 500 лии
Га = 5йп<1ш/^Я = 5-7,2- 12,5 }<9,81 • 0,5=995 л/мин;
б)	для гидроциклона D = 750 -илг
уб=5 • 16,5 • 22,5 /9,81 • 1,0 = 5850 л/мин;
в)	для гидроциклона D = 1000 мм
Ve = 5 • 25 • 30 1^9,81-1,5 = 8700 л'мин.
Значения dn и </ш приняты средние из пределов, указанных в приложении 16.
3.	Определяем потребное число гидроциклонов'.
Минутный дебит пульпы:
Г.-	°	х./«В»_37«>
1440	1440
Число гидроциклонов:
а)	для варианта а:
па=-^=-^^- = 3,7, к установке 4;
б)	для варианта б
Гм 3700 _ _	.
726 = -^ = —-? = 0,6, к установке 1.
V б 5850
Так как для требуемой производительности достаточно одного циклона диа-
метром 750 мм, то вариант в (с установкой циклонов диаметром 1000 мм) отпадает.
4.	Проверяем гидроциклоны на удельную нагрузку по пескам.
В соответствии с принятым отношением = 0,5 расчетные диаметры
отверстий песковых насадков будут:
Ao=0,5dm=0,5-12,5 = 6,25 см; Дб= 0,5-22,5 = 11,25 см.
Удельные нагрузки по пескам:
а)	для циклонов D = 500 мм
4Q	4 • 3000	. п„ . ,
$а =--о/ , w к 9421,02 т!см ч’
24палд“ 24-4-Л-6.252
б)	д л я циклонов D = 750 мм
4g
24«б лд б
4-3000
24 • 1 •л • 11,252
1,25 т/см2-ч.
Для обоих вариантов удельная нагрузка лежит в пределах нормы.
В результате расчета выявлено, что сравнению подлежат два варианта:
установка четырех гидроциклонов D = 500 мм, работающих при давлении
пульпы на входе 0,5 кГ/см2; установка одного гидроциклона D — 750 мм,
работающего при давлении пульпы на входе 1 кГ/см2. При перекачке пульпы
насосами эксплуатационные расходы вследствие меньшего износа насосов
будут ниже для первого варианта, однако износ песковых насадков и самих
гидроциклонов при первом варианте будет больше.
Выбор и расчет оборудования для классификации
237
Распределение классов крупности по про-
дуктам классификации. Если в гидроциклон не по-
дается снизу дополнительная вода, то извлечение в слив тонких
зерен (мельче 40 мк) практически будет равно извлечению воды [94].
Среднее извлечение класса —74 мк будет несколько ниже извлече-
ния в слив воды. Ориентировочно можно считать, что если макси-
мальная крупность слива равна 0,15—0,2 мм, то извлечение класса
—74 мк составит 75—85% от извлечения в слив воды. Извлечение
в слив узких классов может быть подсчитано по эмпирической фор-
муле [89]:
где ее — извлечение в слив узкого класса со средней крупностью б;
ев — извлечение в слив воды;
ус — выход в слив твердой фазы;
бг — граничная крупность зерна.
Так как максимальная крупность зерен в сливе приблизительно
в 1,8 раза больше граничной, то формулу (138) можно представить
в следующем виде:
е _____________________
(1ЭД
Если известна характеристика крупности исходного питания, то,
определив по формуле (139) извлечения узких классов, можно под-
считать извлечение классов широкой крупности, а также их содер-
жание в сливе гидроциклона.
При работе мельницы в замкнутом цикле с гидроциклоном харак-
теристика крупности измельченного продукта в разгрузке мель-
ницы меняется в зависимости от циркулирующей нагрузки, поэтому
характеристика крупности исходного питания гидроциклона в этом
случае неизвестна и извлечение расчетного класса крупности без
дополнительных допущений не может быть определено.
Извлечение класса —74 мк можно приблизительно определить,
допустив, что характеристика крупности измельченного продукта
в области мелких классов подчиняется уравнению р-в = А
в котором параметр k = 1.
Тогда содержание класса —40 мк в классе —74 мк бур/ея 40 :
: 74 = 0,54 = 54%, а содержание класса —74 + 40 мк будет 46%.
Извлечение тонкого класса —40 мк практически равно извлече-
нию воды, а извлечение узкого класса —74 + 40 мк со средней
крупностью 57 мк определяется формулой (139). Поэтому средне-
взвешенное извлечение класса —74 мк будет приблизительно равно

—- 0,54 ев
238
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
или
е_74 = ев 0,54 -4
0,46
(140)
В формуле (140) 6М — в микронах.
Пример. Определить извлечение класса —74 мк для условий работы
гидроциклона, указанных в предыдущем примере (6М = 150 мк).
1.	Определяем извлечение в слив воды
2,5-1000
в 2,5-1000 +0,5-3000 °’Ь25 62,5 /о'
2.	Определяем выход твердой фазы в СЛИВ
Ус = 1000: (1000 + 3000) = 0,25 = 25%.
3.	Определяем извлечение в слив класса —74 мк по формуле (140):
= 0,535= 53,5%.
0,46
0,625	, \ /
О25~
в _ 74 =0,625 0,54 4
Отношение е_74 : ев = 0,535 : 0,625 = 0,857 = 85,7%.
Чашевые гидроклассификаторы с вибрирующей чашей, гидросепа-
раторы. В этой группе классифицирующих аппаратов для повышения
эффективности классификации в нижнюю часть аппарата подается
под давлением вода.
Чашевый гидроклассификатор с вибри-
рующей чашей обеспечивает высокую эффективность класси-
фикации. Содержание в песках класса —0,074 мм получается в три
раза меньше по сравнению с обычными классификаторами и гидро-
циклонами. Недостатки этого аппарата состоят в громоздкости,
сложности конструкции и получении более разбавленного слива.
Расход воды, подаваемой под дно перфорированной чаши, составляет
0,4—1,0 JH3 на 1 т песков. Диаметр чаши — от 0,5 до 4,5 м.
Гидросепаратор представляет собой неглубокий сгусти-
тель, применяется в тех случаях, когда требуется получить тонкий
слив — с максимальной крупностью 0,05 мм. На некоторых обога-
тительных фабриках гидросепараторы работают в замкнутом цикле
с мельницами. Максимальное содержание твердого в песках соста-
вляет 55—65%. Эффективность классификации невысокая вследствие
повышенной влажности песков. Основной недостаток гидросепара-
торов по сравнению с гидроциклонами заключается в их громозд-
кости.
Расчет чашевых гидроклассификаторов и гидросепараторов про-
изводится по формуле
(141)
Выбор и расчет оборудования для классификации
239
где F — потребная площадь осаждения,
V — объем слива, м31сутки\
v — скорость падения наибольших зерен в сливе, м/сутки‘,
к — отношение эффективно используемой площади осаждения
к общей площади (₽=< 0,8).
Если содержание твердого в сливе меньше 10%, то значение v
может быть определено по формуле Стокса. При более плотных сли-
вах значение v определяется опытным путем.
По площади осаждения определяется
число аппаратов в зависимости от выбран-
ного их диаметра.
Гидравлические классификаторы, пира-
мидальные отстойники, конусы предназна-
чены для разделения материалов на не-
сколько классов по скорости осаждения
их в водной среде. Наибольшая крупность
зерен в питании этих аппаратов в боль-
шинстве случаев не превышает 2—3 мм.
Гидравлические классификаторы при-
меняются при необходимости иметь высо-
кую эффективность классификации, на-
пример перед концентрацией на столах
руд редких металлов. -
Из гидравлических классификаторов
наиболее совершенными являются клас-
сификаторы стесненного падения с ‘ло-
пастными мешалками. Производительность
этих классификаторов колеблется в ши-
роких пределах в зависимости от круп-
ности питания, плотности руды и тре-
буемой точности классификации. При
классификации перед гравитационным
и вольфрамовых руд, измельченных до
Рис. 64. Схема потока
жидкости в пирамидальной
отстойнике, разделенном
перегородкой
обогащением оловянных
1—2 .о, производитель-
ность классификатора с лопастными мешалками составляет 10 —
25 т/ч. При пониженных требованиях к точности классификации
и крупном питании производительность классификаторов достигает
30 т/ч, а при повышенных требованиях к точности классификации
и очень мелком питании —• снижается до 3—5 т/ч.
Производительность поверхностно поточных пирамидальных от-
стойников подсчитывается по формуле
V = vF,	(142)
где V — производительность по питанию, №/ч;
v — скорость осаждения наименьших осаждаемых зерен, л/ч;
F — площадь камеры пирамидального отстойника, м2.
В пирамидальных отстойниках с вертикальными перегород-
ками (рис. 64) классификация происходит главным образом во
240
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
втором отделении. Производительность такого отстойника подсчиты-
вается по формуле
V = vFt,	(143)
где Fz — площадь второго отделения отстойника, №;
значения V и v — прежние.
По формулам (142) и (143) определяется сначала общая потребная
площадь для осаждения зерен, а затем — число камер отстойника.
Конусы являются наиболее простыми классифицирующими аппа-
ратами. Для хорошей разгрузки песковой фракции из конуса необ-
ходимо, чтобы угол между его образующими и горизонтальной пло-
скостью был не мепее 60—65°. Это условие не позволяет строить
конусы больших диаметров, так как они получались бы очень высо-
кими. Расчет производительности конусов производится так же,
как гидросепараторов.
Пирамидальные отстойники и конусы требуют для установки
больших площадей и объемов зданий. Поэтому на вновь проектиру-
емых обогатительных фабриках большой производительности вместо
этих аппаратов применяются гидроциклоны.
§ 6. Выбор и расчет оборудования для обогащения гравитационными
процессами
Отсадочные машины
Область применения отсадочных машин в последние годы заметно
сокращается в связи с вытеснением отсадки обогащением в тяжелых
суспензиях. Однако в ряде случаев, например при наличии в исход-
ном сырье шламующихся минералов, при пористой руде, мелкой
вкрапленности полезных минералов, малой производительности
обогатительной фабрики, обогащение в суспензиях не может конку-
рировать с отсадкой.
Верхний предел крупности материала, обогащаемого отсадкой,
составляет для каменных углей 120—175 мм, для руд 40—50 мм.
Нижний предел крупности зависит от плотности разделяемых мине-
ралов — для угля 0,3—0,5 мм, для руд черных и цветных металлов
0,1—0,15 мм, для руд редких металлов 0,05—0,1 мм [115].
Выбор типа отсадочной машины определяется
родом перерабатываемого сырья, крупностью питания п требовани-
ями, предъявляемыми к продуктам обогащения.
Для отсадки мелкоизмельченпых руд редких и цветных металлов
требуется увеличенное число пульсаций воды в отсадочной машине
(250—500 в минуту) при сравнительно малой амплитуде. По конструк-
тивным условиям такой режим отсадки создается диафрагмовыми
машинами (приложение 17). Имеет большое значение также равно-
мерность пульсаций воды по всей площади отсадочного решета.
Выбор и расчет оборудования для гравитационных процессов
241
Этому условию в наибольшей степени отвечают машины с располо-
жением диафрагмы под решетом.
Для отсадки каменных углей применяются беспоршневые отса-
дочные машины с неподвижным решетом, в которых пульсации воды
создаются периодической подачей в машину сжатого воздуха [25].
Беспоршневые отсадочные машины выпускаются нескольких
конструктивных разновидностей — для крупного угля (>8—12 мм),
для мелкого угля (<8—12 мм), для контрольной отсадки пром-
продукта (приложение 18).
Для отсадки крупно- и среднезернистых руд черных металлов,
дробленных до 10—20 мм, наиболее пригодны отсадочные машины
с подвижным решетом. Эти машины позволяют обогащать классы
руды с широким диапазоном крупности зерен или даже неклассифи-
цированный материал и потребляют небольшое количество воды [115].
При отсадке более крупного классифицированного материала,
а также при отсадке труднообогатимых руд применяются поршне-
вые отсадочные машины с неподвижным решетом.
Производительное ть отсадочных машин
определяется по нормам удельной нагрузки на 1 м2 площади или на
1 м ширины отсадочного решета. Производительность машины воз-
растает с увеличением разности в плотности разделяемых минералов
и крупности питания (примерно пропорционально квадратному
корню из диаметра зерен). При округлой и кубообразной форме зерен
производительность выше, чем при плоской или вытянутой форме [70].
Производительность отсадочной машины как транспортирующего
механизма [11]
Q = 3,6 BHv Qp,,	(144)
где Q — производительность по сухому исходному питанию, т!ч',
В — ширина отсадочного решета, м~,
Н — высота слоя материала на отсадочном решете выше сливного
порога в момент взвешивания постели, м;
v — средняя продольная скорость движения материала, мм/сек-,
о — плотность зерен материала, г/с№;
[х — коэффициент разрыхления постели в момент взвешивания
(-0,5).
При проектировании применяются следующие методы определе-
ния производительности отсадочных машин: по нормам удельной
нагрузки по исходному питанию на 1 м2 площади отсадочного решета;
по нормам удельной нагрузки на 1 м2 площади решета по тяжелому
продукту, проходящему через постель и решето; по нормам удельной
нагрузки на 1 м ширины отсадочного решета.
Нормы удельной нагрузки устанавливаются путем обобщения
практических данных по отсадке на обогатительных фабриках,
перерабатывающих аналогичное сырье, или опытным путем. Ориен-
тировочные средние нормы удельных нагрузок по исходному пита-
нию приведены в табл. 50.
16 заказ 760.
242
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Таблица 50.
Ориентировочные средние нормы удельных нагрузок
отсадочных машин по исходному питанию
Обогащаемый материал	Получаемые продукты	Удельная нагрузка по пита- нию, т/м2 -ч
Уголь средней обогатимости, круп- ный класс (>8—12 мм)	Окончательный концентрат, промпродукт и порода	12—18
То же, мелкий класс (—10—0,5 мм)	То же	10—15
Неклассифицированный	уголь (125—0 мм)	Концентрат, промпродукт и порода	15—25
Промпродукт после первого приема обогащения угля	Окончательный концентрат, промпродукт и порода	4-6
Марганцевые и железные руды при наибольшей крупности питания (15—20 лом)	Окончательный концентрат, промпродукт и отвальные хвосты	5—7
Те же руды, но при наибольшей крупности питания (4—2 мм)	То же	2-5
Оловянные и вольфрамовые корен- ные руды при наибольшей круп- ности питания (8—16 мм)	Грубый концентрат и богатые хвосты для дальнейшей об- работки	7—12
То же, при наибольшей крупности питания (3—1 мм)	Отвальные хвосты и бедный концентрат для дальнейшей обработки Грубый концентрат	4—6
Оловянные и вольфрамовые корен- ные руды, отсадочная машина ра- ботает в цикле измельчения и классификации		10-20
Золотые россыпные руды, первичная отсадка	Отвальные хвосты и бедный концентрат для дальнейшей обработки	10-20
Россыпные руды редких металлов, первичная отсадка	То же	5-10
Коренные золотосодержащие руды, отсадочная машина работает в цикле топкого измельчения и классификации	Крупное золото в концентрате	20-50 и выше
Полиметаллические свинцовые ру- ды, цинковые и медные мономе- таллические руды	Окончательные концентраты, хвосты и промпродукты	1-2
В конкретных случаях норма удельной нагрузки может откло-
няться от средней, например, при отсадке легкообогатимых углей
нагрузка может быть повышена на 20—25%, а при отсадке трудно-
обогатимых углей понижена на 25—30 %. При операциях перечистки
первичных концентратов удельные нагрузки следует принимать
на 30—40% меньше приведенных в табл. 50.
Исследования отсадки в искусственных тяжелых суспензиях
показали возможность разделения минералов с малой разницей
в плотности. При этом способе обогащения не требуется строгого
контроля за плотностью суспензии и отсадка может производиться
Выбор и расчет оборудования для гравитационных процессов
243
при небольшом числе пульсаций суспензии. Производительность
отсадочных машин при отсадке в суспензии резко возрастает, напри-
мер, при обогащении углей удельная производительность по исход-
ному питанию доходит до 50 т/м2 • ч.
При отсадке колумбитовых и касситеритовых россыпных руд допу-
скается нагрузка до 10 т/ч на 1 л ширины отсадочного решета.
При отсадке россыпных золотых руд удельные нагрузки ко-
леблются в широких пределах в зависимости от крупности золота
и качества продуктов отсадки. Особенно высокие удельные нагрузки
(до 20—40 т/м2 • ч) допускаются при установке отсадочных машин
в цикле измельчения с целью выделения части золота, находящегося
в более крупных зернах. В отдельных случаях при таких условиях
работы отсадочных машин удельная нагрузка их достигает 80—
100 т/м2  ч.
Точность разделения в отсадочных маши-
нах крупного материала при плотности разделения 1,5—2,0 г/см3
составляет соответственно 0,10 (0,12) — 0,15 (0,17).
Суспензионные сепараторы
Выбор типа сепаратора. Для обогащения каменных
углей крупнее 6—10 мм и руд крупнее 3—5 мм применяются сепа-
раторы с поступательным движением суспензии, в которых разделе-
ние минералов обусловлено силой тяжести. При меньшей крупности
углей и руд применяются суспензионные гидроциклоны. В сравни-
тельно редких случаях вместо суспензий используются тяжелые
жидкости.
Сепараторы с поступательным движением суспензии различаются
формой и глубиной ванны, направлением движения суспензии, чис-
лом выдаваемых продуктов обогащения, способом разгрузки тяжелых
продуктов.
В зависимости от формы ванны сепараторы подразделяются на
конусные, пирамидальные, корытные, барабанные, кольцевые, желоб-
ные. В зависимости от направления движения суспензии различают
сепараторы с вертикальным, горизонтальным и комбинированным
(вертикально-горизонтальным) движением суспензии. По числу вы-
даваемых продуктов сепараторы делятся на двух- и трехпродукт-
ные. Для разгрузки тяжелого продукта применяются аэролифтные
подъемники, шлюзовые затворы, скребковые и ленточные конвейеры,
цепные элеваторы, качающиеся скребки, элеваторные колеса, спи-
рали на внутренней поверхности вращающегося барабана, наклон-
ные шнеки.
Достоинства и недостатки сепараторов должны оцениваться
по следующим показателям: объему суспензии, удаляемой из сепа-
ратора с продуктами обогащения на 1 т питания; возможности
обогащения крупнокускового материла; надежности в работе и сроку
службы изнашивающихся частей, удобству и быстроте ремонта;
16*
244
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
способу удаления из ванны кусков плотностью, равной или близкой
к плотности суспензии; сохранению спокойного состояния суспензии
в ванне и стабильности плотности суспензии в разных точках ванны.
Объем суспензии, удаляемой из ванны с продуктами обогаще-
ния, зависит от способа разгрузки тяжелого и легкого продуктов.
Для уменьшения количества циркулирующей суспензии желательно,
чтобы тяжелый продукт при выходе из суспензии несколько дрени-
ровался, а легкий продукт перемещался по поверхности суспензии
в сторону разгрузки механическим устройством.
При разгрузке тяжелого продукта аэролифтами, шлюзовыми за-
творами, качающимися скребками дренаж суспензии отсутствует
или происходит в незначительной степени. Поэтому сепараторы,
оборудованные этими разгрузочными устройствами, характеризуются
большим объемом циркулирующей суспензии, доходящим до 4-^-6 л3
на 1 т исходного питания [64]. При других способах разгрузки
тяжелого продукта имеет место частичный дренаж суспензии, ее
циркуляция уменьшается до 1,5—3 л3 на тонну питания.
Возможность обогащения в сепараторе крупного материала опре-
деляется типом разгрузочного устройства для тяжелого продукта.
Сепараторы с разгрузкой тяжелого продукта аэролифтами, шлюзо-
выми затворами, шпеками и спиралями не могут применяться для
обогащения крупного материала. При крупном материале наиболее
пригодны сепараторы с разгрузкой тяжелого продукта элеваторным
колесом.
Срок службы изнашивающихся частей и межремонтные периоды
дольше для сепараторов, в которых нет скольжения кусков обога-
щаемого материала по рабочим его поверхностям. Лучшими в этом
отношении являются сепараторы с разгрузкой тяжелого продукта
элеваторным колесом или цепным элеватором. Но последние, как
и скребковые конвейеры, имеют большое число трущихся сочлене-
ний, проходящих через суспензию. Для надежной работы эти транс-
портные механизмы требуют применения износостойких материалов
и качественного изготовления. По удобству и быстроте ремонта пре-
имущество имеют мелкие корытные сепараторы с разгрузкой тяже-
лого продукта скребковыми конвейерами.
Продукты обогащения, плотность которых близка к плотности
суспензии, имеют тенденцию накапливаться в ванне сепаратора
Удаление их из ванны облегчается в сепараторах с горизонтальным
или комбинированным движением суспензии. При вертикальном
ламинарном движении суспензии сростки минералов определенной
плотности теоретически не могут быть удалены из ванны. Для их
разгрузки требуется периодическое изменение или скорости движе-
ния суспензии, или ее плотности. Это усложняет регулирование
работы сеператоров с вертикальным движением суспензии и является
их недостатком.
Для обогащения каменных углей принят в качестве типового
сепаратор с наклонным элеваторным колесом типа СК (сепаратор
Выбор и расчет оборудования для гравитационных процессов 245
колесный), в наибольшей степени удовлетворяющий рассмотрен-
ным выше требованиям (приложение 19). Этот сепаратор может
с успехом применяться также и для руд, особенно при крупном
исходном питании и большой производительности обогатительной
фабрики.
Для обогащения сравнительно мелких руд, крупностью 40—5
(25—5) мм, могут быть использованы спиральные классификаторы,
заполняемые тяжелой суспензией, и барабанные суспензионные сепа-
раторы (приложение 20)
[35].
Для обогащения углей
в диапазоне крупности
10 (6) — 0,5 (0,15) и для
руд в диапазоне 6 (3) —
— 0,3 (0,1) мм применя-
ются суспензионные гид-
роциклоны (приложение
21).
Определение
производитель-
ности сепарато-
ров. Производительность
суспензионных сепарато-
ров с поступательным дви-
Рис. 65. Зависимость удельной производи-
тельности суспензионных сепараторов от
средней крупности питания при обогащении
каменных углей
жением суспензии зависит
от тех же условий, что
и производительность от-
садочных машин.
Значительное содержа-
ние в исходном питании фракций с плотностью, близкой к плот-
ности суспензии, понижает производительность сепараторов, что
объясняется малыми скоростями вертикального перемещения таких
фракций в суспензии. Поэтому при обогащении в суспензионных
сепараторах труднообогатимых углей п руд с малой разницей в плот-
ности легкого и тяжелого продуктов производительность их следует
уменьшать по сравнению с производительностью на «средних» по
обогатимости углях и рудах. Коэффициенты уменьшения производи-
тельности при обогащении углей могут быть взяты такими же,
как для отсадочных машин.*
Скорости вертикального перемещения мелких зерен меньше,
чем крупных. Поэтому производительность сепараторов понижается
с уменьшением крупности питания. Зависимость удельной произво-
дительности сепараторов от средней крупности питания при обога-
щении углей показана на рис. 65 [64].
* Для легкообогатимых углей производительность повышается на 20—25%,
а для труднообогатимых углей — понижается на 25—30%.
24b	Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Эта зависимость может быть выражена формулой
g = 531ogd—29,	(145)
где q — удельная производительность по легкому продукту на 1 м
ширины потока суспензии, т/м  ч;
d — средний размер зерен в питании, мм.
Ориентировочно производительность суспензионных сепараторов
всех систем может быть подсчитана по формуле [64]
Q = kDdA,	(146)
где Q — производительность по исходному питанию, т/ч;
к — коэффициент; при преобладании в питании легкой фракции
к = 180 для корытных сепараторов, к — 220 для конусов,
к = 250 для закрытых барабанных сепараторов; при пре-
обладании тяжелой фракции к — 350 для конусов, к =
= 400 для барабанных сепараторов; при обогащении алма-
зов в конусах с кольцевой перегородкой к — 350;
D — диаметр конуса или барабана (ширина ванны для корыт-
ных сепараторов), м;
d — размер наибольших кусков в питании, м;
А — плотность суспензии (разделения), г/смъ.
При проектировании производительность суспензионных сепа-
раторов берется непосредственно из каталогов или подсчитывается
по допустимой норме удельной нагрузки. Последняя исчисляется
на 1 л.2 зеркала суспензии по количеству исходного питания, по
количеству всплывающего (легкого) продукта, по количеству тяже-
лого продукта или на 1 м ширины потока суспензии по количеству
исходного питания и по количеству легкого продукта. Методы рас-
чета по удельной нагрузке на 1 м ширины потока суспензии можно
применять в том случае, если длина ванны (путь потока суспензии)
обеспечивает требуемое качество разделения.
Наиболее часто производительность суспензионных сепараторов
подсчитывается по нормам нагрузки на 1 м2 зеркала суспензии
(табл. 51) [25, 35].
При определении допустимой удельной нагрузки необходимо
вводить поправку на крупность обогащаемого материала. В соответ-
ствии с формулой (145) поправочный коэффициент на крупность
к _ 53 logrfi—29 __ 1,82 log rf,— 1	.. , .
53 log d2—29	1,82 log d2-1 ’
где dj — средняя арифметическая крупность класса материала,
который будет обогащаться на проектируемой обогатитель-
ной фабрике, мм;
d2 — средняя арифметическая крупность класса материала, для
которого производительность сепаратора известна, мм.
Выбор и расчет оборудования для гравитационных процессов
247
Таблица 51
Ориентировочные удельные нагрузки суспензионных
двухпродуктных сепараторов
Обогащаемый материал	Крупность питания, мм	Удельная, нагрузка т/мг-ч	
		по питанию	по легко- му про- дукту
Каменные угли средней обогатимости, содержа щие 10% видимой породы		300—13	22—28	20—25
То же		30—6	9—11	8—10
Каменные угли средней обогатимости, содержа- щие 30% 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 обо- гатимости 		40-5 (3)	13—20	9—12
Руды цветных и редких металлов трудной обо- гатимости 		40—5 (3)	5—10	4—7
Строительный щебень и гравий		50—5	25-35	—
То же		30-5	20—30	—
Флюоритовые руды		20-3	2—3	—
Алмазоносные руды		25—1,6	7—9	6—8
Примечание. К труднообогатимым условно отнесены руды, содержащие свыше
20% фракции с плотностью в диапазоне от Д—0,05 до Д +0,05, где Д — плотность разде-
ления, г/см3.
Точность разделения в суспензионных сепараторах для класса
крупнее 6—10 мм составляет: при плотности разделения 1,5 г/см/3 —
0,015—0,025, при плотности разделения 1,8—1,9 г/см3 — 0,03—0,04.
Производительность суспензионных гидро-
циклонов. При обогащении каменного угля обычно применя-
ются гидроциклоны диаметром 350—700 мм с углом конусности 20°-
Их производительность и требуемая высота напора примерно равны:
Q = 2007)2; Н — QD, где Q — производительность по исходному
питанию, т/ч\ Н — требуемый напор пульпы, м', D — диаметр цик-
лона, м.
Точность разделения при обогащении угля в гидроциклонах
составляет: при плотности разделения 1,45—1,6 г/см3— 0,025—
0,03, при плотности разделения 1,8—2,0 г/см3 — 0,05—0,06 [35,
64, 851.
Концентрационные столы
Концентрационные столы имеют малую удельную производитель-
ность и поэтому требуют больших площадей пола для установки.
При обогащении коренных и россыпных руд столы применяются
в основном для класса 0,5 (0,3) — 0,07 мм. Более крупный материал
248
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
поступает в отсадку, а более тонкий должен обрабатываться на шлю-
зах или флотацией. При перечистке концентратов, выход которых
обычно мал, столы применяются в более широком диапазоне круп-
ности питания — 3 мм и ниже. Конкурирующими со столами аппара-
тами являются винтовые сепараторы.
Столы выпускаются одно- и трехъярусные (приложение 22).
Последние при одинаковых технологических показателях требуют
примерно в три раза меньшей площади пола и потребляют в 3,6
раза меньше энергии на единицу производительности по сравнению
с одноярусными столами.
Производительность концентрационных столов зависит от круп-
ности исходного питания, разницы в плотности разделяемых мине-
ралов и требований, предъявляемых к качеству продуктов обога-
щения.
Для операций первичного обогащения руд с получением черновых
концентратов, промпродукта и отвальных хвостов производитель-
ность одноярусного концентрационного стола СКМ-1 может быть
подсчитана по эмпирической формуле [47 , 48]:
C = 0,16(f4p-^-)°’6.	(148)
где Q — производительность по сухому исходному питанию, т/ч;
F — площадь деки стола, м2;
<?ср — среднеарифметическая крупность зерен в питании, мм;
б, 61, 62 — плотность соответственно руды, полезного минерала
(тяжелой фракции) и пустой породы (легкой фракции),
г! см2.
Производительность концентрационного стола, работающего
в операциях перечистки концентрата, следует принимать на 20—30%
меньше, чем в основном цикле.
Производительность шестидечных трехъярусных столов будет
в три раза больше, чем вычисленная по формуле (148), а двенадцати-
дечных — в шесть раз.
Шлюзы
Применяются два типа шлюзов — с ручным сполоском, называе-
мых «простыми» шлюзами, и с автоматическим сполоском, называе-
мых автоматическими шлюзами (см. приложение 22). Основная об-
ласть применения простых шлюзов — обогащение россыпных золо-
тых руд. Применение простых шлюзов для россыпных руд редких
металлов приводит к необходимости частых сполосков и значительной
затрате труда вследствие повышенных по сравнению с золотыми ру-
дами выходов концентрата. Поэтому для обогащения россыпных
руд редких металлов следует устанавливать отсадочные машины,
Выбор и расчет оборудования для гравитационных процессов
249
винтовые сепараторы, а при очень мелких песках — трехъярусные
концентрационные столы или автоматические шлюзы.
Автоматические многодечные шлюзы применяются также для
извлечения металлов из тонких шламов, получающихся при грави-
тационном обогащении коренных руд, и для извлечения редкометаль-
ных минералов из хвостов флотации. Основное достоинство этих
аппаратов по сравнению с концентрационными столами состоит
в меньшей занимаемой ими площади пола и в автоматической их
работе.
Потребная площадь шлюзов может быть определена исходя из
допустимых норм удельных нагрузок1.
Допустимые удельные нагрузки зависят в основном от крупности
и плотности полезного минерала, а также от допустимых потерь
металла в хвостах.
При разработке золотых руд драгами удельная нагрузка обычно
составляет 0,5—1,4 м3 эфелей на 1 м2 поверхности шлюза в час.
При насыпном весе эфелей 1,6 т/м3 это соответствует 0,8—2,2 т/м2  ч.
При обработке на шлюзах слива классификаторов или хвостов
флотации на флотационных фабриках с целью извлечения золота
удельные нагрузки составляют 0,5—1 т/м2-ч. Высокая нагрузка
для столь тонкого материала объясняется тем, что шлюзы в данном
случае предназначаются для улавливания лишь более крупных
зерен золота, основное же количество золота извлекается фло-
тацией.
При обогащении на шлюзах очень топких классифицированных
шламов, получаемых при гравитационном обогащении оловянных
и вольфрамовых коренных руд, ориентировочные нагрузки по пита-
нию составляют: для класса — 70 +40 мк — 0,15 т/м2  ч, для
класса — 40 +25 мк — 0,06 т/м2 • ч, для класса — 25 +13 мк —
0,04 т/м2  ч [121].
При извлечении касситерита на фабрике Сулливап (Канада)
из хвостов флотации обесшламленных по 15 мк удельная нагрузка
по питанию составляла 0,3 т/м2 • ч.
На основании выбранной удельной нагрузки подсчитываются
общая площадь шлюзов и их число.
Винтовые сепараторы
Винтовые сепараторы не имеют движущихся частей, не требуют
энергии, не имеют простоев из-за механических неполадок и в то же
время дают высокие технологические показатели обогащения. Стои-
мость обогащения песков на винтовых сепараторах на 15—60%
меньше, чем в отсадочных машинах, а расход воды меньше на 35—
1 Размеры простых шлюзов можно также определить технологическим
расчетом [70].
250
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
40%. При обогащении на винтовых сепараторах песков благоприят-
ного гранулометрического состава извлечение ценных минералов
в концентрат выше на 3—10%, чем извлечение при отсадке. При обо-
гащении на винтовых сепараторах коренных руд получаются пони-
женные технологические показатели по сравнению с концентрацион-
ными столами, но сепараторы дают значительную экономию по зани-
маемой площади пола и эксплуатационным расходам [4, 103, 104].
Область применения. Винтовые сепараторы приме-
няются для обогащения песков, содержащих ценные минералы
высокой плотности. Верхний предел крупности зерен пустой породы
в питании 15—20 мм. Пределы крупности полезных тяжелых мине-
ралов, успешно извлекаемых на винтовых сепараторах, 4—0,1 мм,
зерна мельче 0,05—0,07 мм практически не извлекаются. Плоские
зерна пустой породы загрязняют концентрат. Исходное питание
желательно обесшламливать. При содержании в питании свыше 15—
20% глинисто-илистого материала предварительное обесшламлива-
ние необходимо.
При обогащении коренных руд редких металлов винтовые сепа-
раторы могут применяться в основном цикле обогащения лишь
для таких операций, где не получаются отвальные хвосты и при круп-
ности питания в пределах — 2 +0,1 (0,074) мм. На флотационных
фабриках эти сепараторы могут устанавливаться для извлечения
из зернистой части хвостов флотации сопутствующих минералов
большой плотности. Винтовые сепараторы широко применяются
Таблица 52
Ориентировочная производительность винтовых сепараторов
Обогащаемый материал	Крупность питания, мм		Диаметр витков сепаратора, мм	Производи- тельность, т/ч
	породы	полезных минера- лов		
Пески	—16+0,05	+0,25	12(Х1	15—20
Пески	—4+0,05	+0,25	1200	10—12
Пески	—16+0,05	-0,25	1200	. 9—10
Пески	—1+0,05	+0,25	1200	6-8
Пески	—2	-0,25	1200	3-4
Коренные руды редких метал- лов	—2+0,074	—	1200	10—15*
Пески	—6	—	600—750	1,5-1,7
Железные руды	—0,83	—	600-750	1,4-1,5
Обесшламленные хвосты фло- тации	-0,6+0,1	—	600—750	1,7-2,3
Хвосты гравитационных фаб- рик цветных металлов	—1+0,4	—	600—750	1,2-1.3
Получаются черновые концентраты и богатые хвосты для последующей обработки.
Выбор и расчет оборудования для гравитационных процессов
251
также для извлечения слабомагнитных окислов из железных руд,
не требующих тонкого измельчения перед обогащением.
Производительность винтовых сепарато-
ров зависит от диаметра витков желоба, угла подъема винтовой
линии, вещественного состава и крупности обогащаемого материала.
Производительность повышается при увеличении диаметра витков
и угла подъема винтовой линии. Уменьшение крупности зерен породы
и полезных минералов в питании, а также повышенное содержание
в питании глины и шламов вызывает снижение производительности
сепаратора.
При проектировании производительность винтовых сепараторов
берется по практическим данным или на основании эксперименталь-
ных работ. Ориентировочная производительность сепараторов при-
ведена в табл. 52.
Оборудование для пневматического обогащения
Область применения. Пневматическое обогащение
может применяться для легкообогатимых коксующихся углей круп-
ностью до 50 Л1Л1 и высокозольных бурых углей крупностью до 65—
75 мм, главным образом в районах с суровым климатом, где имеется
опасность смерзания влажных концентратов при транспортировании.
Внешняя влажность углей, поступающих в пневматическое обогаще-
ние, не должна превышать 5%. При более высокой влажности тех-
нологические показатели пневматического обогащения резко ухуд-
шаются.
Для пневматического обогащения применяются пневматические
сепараторы и пневматические отсадочные машины (приложение 24):
первые — преимущественно для обогащения более крупного угля
(размер максимальных кусков в питании более 12 льм), а вторые —
для мелкого угля (размер максимальных кусков в питании менее
12—6 мм).
Производительность пневматических сепараторов зависит от
крупности обогащаемого материала, содержания в нем фракций про-
межуточной плотности и требований, предъявляемых к качеству
продуктов обогащения. Производительность и режим работы пнев-
матического сепаратора УШ-3 приведены в табл. 53.
Производительность сепараторов других типов может быть под-
считана, исходя из площади их дек и удельных нагрузок, приведен-
ных в табл. 53. Здесь верхние пределы производительности относятся
к углям, содержащим менее 5%, а нижние — к углям, содержащим
более 5% фракций промежуточной плотности.
Пневматические отсадочные машины выпускаются двух типов —
ПОМ-1М и ПОМ-2М. Первая работает по открытой воздушной схеме,
а вторая может работать по открытой и по замкнутой воздушным
схемам. Удельная производительность и режим работы пневмати-
ческих отсадочных машин приведены в табл. 54.
252	Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Выбор и расчет оборудования для промывки
253
Таблица 54
Ориентировочные удельные производительности и режимы работы
пневматических отсадочных машин [25]
Показатели	Крупность обогащаемого угля, мм					
	13—0	12-0	10—0	8-0	6-0	3-0
Производительность, т/л«2 • ч		13,5	11,5	06	8,3	7,7	7,0
Толщина постели, мм ........	225	200	180	160	150	130
Скорость движения постели по деке, м/мин 		1,5-	1,5—	1,5—	1,5—	1,5—	1,5—
	2,5	2,5	2,5	2,5	2,5	2,5
Расход воздуха, ms/muh		334	320	310	300	290	200
Напор воздуха, мм вод. ст		148	130	117	103	96	86
Число пульсаций воздуха в минуту	240	240	270	270	300	320
§ 7. Выбор и расчет оборудования для промывки
Для обогащения промывкой применяются бутары, скрубберы,
бутары со скруббером в головной части, наклонные и горизонталь-
ные корытные мойки, комбинированные бутаро-реечные мойки.
В качестве промывочных аппаратов для легкопромывистых
полезных ископаемых, таких, как строительные материалы, стеколь-
ные пески и некоторые разновидности фосфоритовых руд, могут
применяться также механические и гидравлические классифика-
торы, гидроциклоны и грохоты.
Бутары обладают большой производительностью и допускают
загрузку в них крупных кусков материала. Мытый материал выхо-
дит из бутары в виде классов определенной крупности. Основные
недостатки бутар — большой расход воды (4—10 м3/т) и низкое
качество промывки при обработке труднопромывистых руд. Поэтому
в бутарах обычно обогащаются средне- и легкопромывистые руды.
Бутары со скруббером в головной части находят применение и для
труднопромывистых руд.
Скрубберы обеспечивают хорошее качество промывки,
позволяют обрабатывать крупнокусковую руду (до 500 мм) и требуют
небольшого расхода воды (1—2 м3/т). Недостатки скрубберов — гро-
моздкость, повышенное потребление энергии, выдача неклассифици-
рованной мытой руды.
Скрубберы применяются при обработке труднопромывистых же-
лезных руд. Они широко используются также для дезинтеграции
и оттаивания золотых россыпных руд, добываемых в районах вечной
мерзлоты. Обычно скруббер в этом случае соединяется с барабанным
конусным грохотом, на котором выделяются эфеля. Удельный расход
энергии на промывку в скрубберах составляет для золотых руд
0,3—0,5 кет  ч/т, для руд черных металлов 0,25—1,0 кет - ч/т.
254
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
При обогащении железных руд, содержащих большое количество
вязких глин, скруббер может использоваться для предварительной
дезинтеграции руды перед ее промывкой в корытной мойке или в бу-
таре.
Наклонные корытные мойки наиболее часто при-
меняются при обогащении промывкой легко- и труднопромывистых
руд черных металлов при крупности питания не свыше 80 (100) мм.
Основные достоинства этих аппаратов заключаются в большой
производительности, компактности, простоте и надежности конструк-
ции. Они потребляют меньше воды по сравнению с бутарами, но
больше, чем скрубберы. Основные недостатки — ограниченная круп-
ность промываемого материала, мытая руда получается в неклассифи-
цированном виде, на поверхности кусков мытой руды вследствие
недостаточного их ополаскивания водой остается жидкая пленка
глины, хрупкие компоненты руды сильно шламуются.
Горизонтальные корытные мойки применя-
ются в тех же случаях, что и наклонные. Преимуществами горизон-
тальных моек по сравнению с наклонными являются: лучшая отмывка
глины, малый расход воды, легкость пуска после остановки при
полной нагрузке. Недостатки моек: относительно малая производи-
тельность, повышенный расход энергии, сложность и громоздкость
конструкции, ошламование полезных компонентов руды.
Комбинированные бутаро-реечные мойки
могут применяться только для легкопромывистых руд. Крупность
кусков в исходном питании этих моек не должна превышать 100 мм.
Мытая руда в процессе промывки разделяется на два класса' 4-10 мм
и —10 мм, что является достоинством аппаратов этого типа. Комби-
нированные бутаро-реечные мойки широкого распространения не
получили.
Основные технологические показатели промывочных аппаратов
приведены в табл. 55.
Таблица 55
Основные технологические показатели промывочных аппаратов
Показатели	Бутара	Скруббер	Наклонная корытная мойка	Горизон- тальная корытная мойка
Наибольшая	крупность кусков в питании, мм . .	300—400	300—400	80—100	60—80
Расход воды м3/т ....	4-10	1-2	2-8	0 6-2
Максимальная производи- тельность для аппаратов наибольших размеров, т/ч ..........	До 500	До 500	100	80
Удельный расход энергии, кет  ч/т		0,15-0,25	0,25—0,5	0,25	0,7—1,0
Выбор и расчет оборудования для промывки
255
Определение производительности промы-
вочных аппаратов. Производительность промывочных ап-
паратов колеблется в широких пределах в зависимости от состава
и свойств цементирующих глин, определяющих «промывистость»
руды.
В зависимости от значения коэффициента пластичности содержа-
щихся в них глин и потребного времени промывки руды в наклонной
корытной мойке россыпные руды подразделяются на три типа [124]:
труднопромывистые руды с вязкой глиной, с трудом поддающейся
разминанию в руке, значение коэффициента пластичности глины
выше 10—15, время промывки не менее 6 мин;
среднепромывистые руды с вязкой глиной, сравнительно легко
поддающейся разминанию в руке, значение коэффициента пластич-
ности глины от 10—15 до 3—5, время промывки 3—6 мин;
легкопромывистые руды с песчанистой глиной, значение коэффи-
циента пластичности меньше 3—5, время промывки 2—3 мин.
Коэффициент пластичности к подсчитывается по формуле
к — pi — р2,
где pi — влажность глины (%), при которой она начинает расте-
каться;
рг — влажность глины (%), при которой она начинает рассы-
паться при нажатии.
Промывистость руд можно оценивать также удельным расходом
энергии на их дезинтеграцию [70].
В зависимости от удельного расхода энергии на дезинтеграцию
руды подразделяются на группы:
легкопромывистые, требующие менее 0,25 кет  ч/т;
среднепромывистые, требующие от 0,25 до 0,5 кет • ч/т,
труднопромывистые, требующие 0,5—1,9 кет • ч/т.
Величина, обратная удельному расходу энергии, может быть
названа эффективностью промывки (аналогично эффективности из-
мельчения, см. главу 5, § 4).
Для легко-, средне- и труднопромывистых руд эффективности
промывки соответственно будут: более 4, 4—2 и 2—1 т/квт • ч.
Производительность промывочных машин при расчете по методу
эффективности промывки определяется по формуле
Q = N ц е,	(149)
где Q — производительность, т/ч;
N — мощность установленного электродвигателя, кет;
ц — отношение потребляемой мощности к установочной;
е — эффективность промывки, т/квт  ч.
Эффективность промывки подсчитывается аналогично эффектив-
ности измельчения:
€ = 6^,	(150)
256
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
где е — эффективность промывки руды на проектируемой обогати
тельной фабрике, т/квт  ч;
ci — известная эффективность промывки эталонной руды, пере-
рабатываемой на действующей фабрике, т/квт • ч;
/сп — коэффициент промывистости руды.
Коэффициент промывистости определяется по данным сравни-
тельных опытов промывки. Он равен отношению времени, потреб-
ного для промывки эталонной руды, к времени промывки исследуе-
мой руды.
После определения производительности выбранного промывоч-
ного аппарата и подсчета потребного числа аппаратов необходимо
решить вопрос о способе их установки — параллельно или путем
группировки в отдельные цепочки, состоящие из двух последова-
тельно работающих аппаратов. Выбор способа установки зависит от
типа промывочных аппаратов и требуемого удельного расхода
энергии на промывку.
По расходу энергии на 1 т перерабатываемой руды промывоч-
ные аппараты разделяются на две группы. В аппаратах первой
группы наполнение их рудой и полезная потребляемая мощность
пропорциональны производительности. Примером таких аппаратов
являются наклонные корытные мойки. Поскольку в аппаратах
этой группы потребляемая мощность пропорциональна количеству
проходящей через них руды, то расход энергии на 1 т руды при
одном ее перепуске через аппарат будет постоянным, независимо
от количества перепускаемой руды, а количество энергии, затрачи-
ваемое на промывку, и, следовательно, качество промывки можно
повышать только увеличением числа перепусков.
Количество энергии, затрачиваемое на промывку 1 т руды за
один перепуск, в аппаратах первой группы
где а — количество энергии, затрачиваемое на промывку 1 т
руды за один перепуск, кет  ч/т;
QK — производительность аппарата по каталогу, т/ч;
N и т] — имеют те же значения, что в формуле (149).
Потребное число перепусков, равное числу последовательно рабо-
тающих аппаратов в одной цепи, определяется по формуле
„________ Qk
а ~ eNt] ’
где п — число последовательно установленных аппаратов
в цепи;
ан — количество энергии, которое необходимо затратить
на промывку 1 т руды (равное 1/е), кет  ч/т;
а — количество энергии, затрачиваемое за один перепуск
руды, кет • ч/т;
QK, N и т] — имеют прежние значения.
Выбор и расчет оборудования, для флотации
257
В аппаратах второй группы наполнение их рудой и потребляемая
мощность являются практически постоянными, независимо от коли-
чества загружаемого материала. Расход энергии, затрачиваемой на
1 т руды за один перепуск, в этом случае будет обратно пропорцио-
нален производительности аппарата. Качество промывки в аппаратах
этой группы можно повышать уменьшением их производительности,
поэтому аппараты устанавливаются параллельно. К аппаратам
второй группы относятся скрубберы, бутары и горизонтальные ко-
рытные мойки, оборудованные приспособлениями, позволяющими
поддерживать примерно одинаковое наполнение их рудой при раз-
ной производительности.
§ 8.	Выбор и расчет оборудования для флотации
Выбор типа флотационных машин. В зави-
симости от способа азрации и перемешивания пульпы флотационные
машины подразделяются на механические, пневмомеханические
и пневматические.
Механические машины по сравнению с пневматическими имеют
следующие преимущества [7, 9, 23, 62]:
1.	При обогащении труднофлотируемых полезных ископаемых
и необходимости получения концентратов с высоким содержанием
полезного минерала дают лучшие и более стабильные технологические
показатели.
2.	Концентрат получается с меньшей влажностью, что имеет боль-
шое значение в тех случаях, когда он без промежуточного сгущения
поступает на фильтрование, например при флотации углей.
3.	В механических машинах «Механобр», «Гипрококс» (ФМ-4)
внутри аэратора создается небольшой вакуум, что позволяет под-
сасывать промпродукты для перефлотации. Это дает возможность
значительного сокращения числа насосов, особенно при флотации
полиметаллических руд, требующих применения сложных схем
обогащения.
4.	В механических машинах происходит более интенсивное пере-
мешивание пульпы, что позволяет флотировать более крупный или
более плотный материал.
5.	В механических машинах вследствие интенсивного пере-
мешивания пульпы расход труднорастворимых (требующих эмульги-
рования) реагентов меньше.
Недостатки механических машин по сравнению с пневматиче-
скими:
более сложная конструкция и поэтому высокая стоимость машины
на единицу производительности;
больший расход энергии на 1 т обогащаемого материала (в 1,5—
4 раза по сравнению с обычными аэролифтными машинами) 1;
1 Это правило не распространяется на аэролифтно центробежные машины,
потребляющие много энергии.
17 заказ 760.
258
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
более высокий износ сменных частей и высокая стоимость ремонта;
большая площадь пола, необходимая для установки машины.
Пневмомеханические флотационные машины по технико-эконо-
мическим показателям занимают промежуточное положение между
механическими и пневматическими машинами. По сравнению с меха-
ническими машинами они отличаются более простой конструкцией,
меньшим весом и стоимостью, легкой регулировкой аэрации пульпы,
меньшим расходом энергии и низкой стоимостью ремонта. Подсос
промпродуктов в пневмомеханических машинах невозможен, поэтому
при флотации полиметаллических руд в этих машинах увеличивается
число насосов для перекачивания промпродуктов.
Механические флотационные машины следует применять в сле-
дующих случаях: при обогащении полезных ископаемых, требующих
сложных схем флотации; при необходимости получения концентра-
тов с высоким содержанием полезного минерала; при флотации гру-
боизмельченного материала, а также при флотации руд большой
плотности.
В остальных случаях более экономичными будут пневматические
и пневмомеханические флотационные машины.
Из механических флотационных машин отечественными заво-
дами выпускаются машины «Механобр», «Гипрококс» (ФМ-4) и
«Гипрококс-ХГИ-57» (ФМУ-50) (приложение 25). Последние предна-
значены для флотации каменных углей 1 *.
Испытания различных типов пневмомеханических машин пока-
зали, что наиболее перспективной из них является машина с «паль-
цевым» аэратором [62].
Из пневматических машин лучшими являются глубокие аэро-
лпфтные машины.
Ориентировочные удельные нагрузки флотационных машин и
удельные расходы энергии приведены в табл. 56 и 57.
Определение необходимого числа камер
и размера флотационной машины. Необходимое
число камер механической машины подсчитывается отдельно для
каждой операции флотации по формуле
Vt _Q(R+\!b)t
№№кк 1440cb&	’
(153)
где n — требуемое для операции число камер;
V — суточный объем флотируемой пульпы, м3/сутки-,
t — продолжительность флотации в рассматриваемой опера-
ции, мин-,
ик — геометрический объем камеры, м3-
к — отношение объема пульпы в камере при работе флотацион-
ной машины к геометрическому объему камеры (0,7—0,8);
1 Для флотации углей испытываются новые флотационные машины — эжек-
торные, аэролифтно-центробежные. Опыт эксплуатации этих машин пока не-
достаточен для окончательных выводов о возможности их применения.
Выбор и расчет оборудования для флотации
259
Таблица 56
Ориентировочные удельные нагрузки флотационных машин, т/м-'-ч
Типы флотационных машин	Монометаллические руды			Каменные угли
	легкофло- тируемые, /=9—15 мин	ср еднеф до- тируемые, /=15—30 мин	труднофло- тируемые, / = 30—50 мин	
«Механобр» 		1,2-0,7	0,7—0,35	0,35—0,2	1,2—0,7
Аэролифтные 		1,2—0,7	0,7-0,35	0,35-0,2	—
«Гипрококс-ХГИ-57 . . .	—	—	—	1,2—0,7
«Гипрококс-52»		—	—	—	1,0—0,6
ФМ-2,5		1,0—0,6	0,6—0,30	0,30—0,18	1,0—0,6
Примечание, t — общая продолжительность основной и контрольных флотаций,
мин.
Таблица 57
Потребляемая мощность и удельный расход энергии
при флотации каменных углей
Типы флотационных машин	q — удельная производи- тельность, 7П/Л<3.ч	объем камеры или машины, л<з	N—мощ- ность электро- двигате- ля, кетп	b=N/v удельная установоч- ная мощ- ность, кет/м3	a—b/q — уде- льный рас- ход энергии, КвТП-4/nt
«Механбор-7» . .	1,2-0,7	6,2	171	2,75	2,3—3,9
«Гипрококс-52» «Гипрококс-ХГИ-	1,0-0,6	4,3	10	2,3	2,3-3,9
57»		1,2-0,7	6,0	14	2,3	1,9—3,3
ФМ-2,5	 Аэролифтпая ин- ститута «Меха-	1,0-0,6	2,5	6,5	2,6	2,6—4,3
побр»		1,2—0,7	32	40	1,25	1,0-1,8
1 Мощность понижена с 20 до 17 кет пропорционально уменьшению плотности пульпы
при флотации углей по сравнению с рудной пульпой.
Q — суточная производительность машины по твердому,
т/сутки-,
б — плотность твердой фазы, т/м3',
R — отношение Ж : Т (весовое) в пульпе.
Продолжительность флотации в отдельных операциях опреде-
ляется по данным предварительных исследований флотируемости
материала и практических показателей обогатительных фабрик,
перерабатывающих аналогичное сырье. Продолжительность флота-
ции зависит от аэрации пульпы. Если аэрация пульпы во флотацион-
ных машинах, предназначенных к установке на проектируемой
17*
260
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
фабрике, отличается от аэрации при исследованиях, то продолжи-
тельность флотации определяется по формуле
Z =	(154)
где t — продолжительность флотации в машинах, предназначен-
ных к установке на проектируемой фабрике, мин;
t0 — продолжительность флотации при исследованиях, мин;
а0 — аэрация пульпы при исследованиях, л/мин • м?;
а — аэрация пульпы в машинах, предназначенных к установке.
Из формулы (153) следует, что число камер флотационной ма-
шины уменьшается при увеличении их объема. В связи с этим сокра-
щается потребная площадь пола, облегчается обслуживание машины,
упрощаются электроснабжение и транспорт продуктов обогащения.
Однако максимальный объем камер ограничивается следующими
условиями: для получения бедных хвостов суммарное число камер
для основной и контрольных флотаций должно быть не менее 6—8,
а для получения хороших результатов перечистки концентрата рас-
четное число камер для этих операций должно быть не менее 1—2;
минутный дебит проходящей через камеру пульпы для механиче-
ских машин «Механобр» должен находиться в пределах от 1,2 ри
до 2,0 fK, где vv — геометрический объем камеры, jk3. Последнее
условие важно выдерживать лишь для тех операций, через которые
проходят основные по объему потоки пульпы, в первую очередь
для основной и всех контрольных флотаций. Для тех операций пере-
чистки, в которые поступают относительно малые объемы пульпы,
могут быть допущены более низкие дебиты.
Оптимальный дебит пульпы для аэролифтной машины «Ме-
ханобр» с площадью поперечного сечения 2 м2 (без аэролифтного
отсека) составляет 5—4 м3/мин. Это соответствует скорости потока
пульпы вдоль машины около 2 м/мин*
При решении вопроса о числе параллельно работающих механи-
ческих машин следует также исходить из минутного дебита пульпы
I пределах 1,2 vK — 2,0 vK.
Расчет аэролифтных машин производится по формуле
Г = fVt -	+	и сг X
1440s*	1440s*	’	'
где L — общая длина машин для рассчитываемой операции, м;
s — площадь поперечного сечения машины, м2.
Остальные буквенные значения те же, что в формуле (153).
Контактные чаны устанавливаются для перемешива-
ния пульпы с реагентами. Расчет контактных чанов производится
* Подробно об оптимальном дебите пульпы и оптимальной скорости потока
ее во флотационной машине см. статьи, помещенные в журнале «Цветные ме-
таллы», № 8, 1962 г.
Выбор и расчет оборудования для магнитного обогащения
261
по формуле (153), где: t — требуемая продолжительность контакта
пульпы с реагентом, мин\ vK — геометрический объем чана, .и3;
к — коэффициент, равный 0,8—0,85; значения Q, R и б — прежние.
Формула дает возможность определить потребное число чанов при
выбранном размере чана или объем (а следовательно, и размер)
чана при выбранном по условиям технологии или компоновки числе
чанов.
Техническая характеристика контактных чанов дана в прило-
жении 26.
§ 9.	Выбор и расчет оборудования для магнитного обогащения
Выбор типа сепаратора. Выбор типа магнитного
сепаратора зависит главным образом от магнитной восприимчивости
извлекаемых в концентрат минералов, крупности питания, среды,
в которой производится сепарация (сухая или мокрая сепарация),
требований, предъявляемых к качеству продуктов обогащения.
Классификация основных типов магнитных сепараторов и область
их применения приведены в табл. 58, 59.
Техническая характеристика сепараторов дана в приложениях
27, 28.
Институтами Механобрчермет и НИГРИ разработаны также
конструкции сепараторов для обогащения слабомагнитных и средне-
магнитных руд крупностью до 50—70 Л4.и [49]. При такой крупности
питания в большинстве случаев получить концентрат высокого ка-
чества невозможно, поэтому область применения этого класса сепа-
раторов ограничена.
Определение производительности сепара-
торов. Удельная производительность сепараторов (на единицу
ширины питания) зависит от магнитных свойств извлекаемого в кон-
центрат минерала, крупности питания, требований, предъявляемых
к качеству продуктов обогащения, и типа сепаратора. Допустимые
нормы удельных нагрузок определяются опытным путем или уста-
навливаются по практическим данным обогатительных фабрик, пере-
рабатывающих аналогичные руды.
Производительность сепараторов для сухой сепарации сильно-
магнитных руд может быть с достаточной точностью подсчитана
по формуле
Q = 0,82п (£—0,2) vб ab,	(156)
где Q — производительность по исходному питанию, т/ч;
п — число барабанов для основной сепарации;
L — длина барабана, м;
v — скорость перемещения слоя материала на головных ба-
рабанах (около 1 м/сек)-,
б — плотность руды, т/м3',
262	Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
00

Св
t=r
К
R
Ю
св
Н
Классификация и область применения основных типов магнитных сепараторов
(по В, Г. Деркачу)
!
я g 5
Змня
^Sg
ESS|
-о—.о
ЗоО ® wi
В чЧг- я
►О S
г- 0 е-3 Й
Р г- Я
>и Р? = >s S 3 Я и	й'оИ	д о ® £ « к S' ? Д Е< Я >»
« S в р Ч 5	к<§ (Йи?^	Д Q св Рч Р я О	РчэД VO Ф св о
о и Ри -S.	(N	О Н S и я
эЫ LT3®
3 3 | .^М
§ § 5
чё Ё
Св^х
К ь
Сепараторы со слабым магнитным полем (Я до 1200—1600 э и Я grad Я до 4 - 106-Т-8 -106 s2/cm) и открытыми магнитными системами	До	ГО	®	Й	>>§	* 2 §	и со	и	§ «о	K^L,	Н §	з	g°i «ё	’§	£йй»° I	В"	£|« н	к	—1	о ° с к *0	Ф 1 t=X Q ш	о®«	S'	П	о."	5 о	о	я О g	О	Ч5	Й- S X о ю е.	§	gSS	“	ё	ggag^o и	я	oga	£	£ S й	д° I °	>5	£*°к	S	° м и	>>ч-~ S	к	К S	-	£§Ё	§<*''
	5	й § сого	3 Йо 3 s 2	св - ’5 «	£’§§	SS	«SSSggo £	ИЕ5	~	°@Sp «
	i	§4^2 5	и	mromm Я	о	ЭЯ	ДксДдЛзд§ g s	Г.ОООО g .а a й о S	5s	и о S	£	О ° в &
	и о	s s	.£	&	1ййв* с	g	«Во	ЙЙ	2§ий§ &	hH	£2 В «о S	И 3	О S 2 >*2 2	я	<	й S РчД
Напряжен- ность л и маг- нитная сила Н grad магнит- ного поля	Д	?	2 и ,	И	_ И ш '	Д	Й^ 2	s Е В о Р «	Ч	О о и S О „	Я	Я, и о	П и й w И св	Д	м Й св Е о 03	И	2Г Ф <§ к ° § Я Ч 2 S	S S га И м S'	85	н°га °§ я ® а Н н	0ОнН ?‘н н я °	Й га о volkB^BWo яВ.и§&н2. «5 sis oWoBaKSSfi S ? Й S Й« в О-Л	® й О, °	га01 й R И g. н Е	Доя ® и «	О я Q О	н	н	а
Св
Д
Sg
И w
oj св
Я И
s ф
к8
н
га в
га о
£ Я
га w
S
fl
§s
v- *-*
n 03
_ Я
ё§.
ано
S rt
ge
к £
га S
gE
оЕ
« 5
ftS
И и
3
Ея
S
к и
S св
с га
И о
й&
“х
§»
Св ЕГ
PIS
а> К
о о
и S
«е
а5 S
И И
св Я
О £
5-J О
₽ О
s Pi
Выбор и расчет оборудования для магнитного обогащения
263
Таблица 59
Характеристика и назначение сепараторов для сильномагнитных руд
Тип сепарато- ров	Тип магнитной системы	Число магнитных барабанов				Назначение сепаратора (по проекту норм технологи- ческого проектирования магнитообогатительных фабрик)
		общее	ДЛЯ основной сепарации	для пере- чистки		
				хво- стов	кон- цен- трата	
171-СЭ	Электро- магнитная	1	1	—	—	Сухая сепарация руды крупностью до 50 мм на обогатительных фа- бриках производитель- ностью до 2 млн. т ру- ды в год
197-СЭ	Магнитная	1	1			Сухая сепарация руды крупностью до 50 мм на обогатительных фа- бриках большой произ- водительности (опытная конструкция)
168-СЭ	Электро- магнитная	3	2	1		Сухая сепарация руды с целью выделения круп- ных хвостов и бедного концентрата на обога- тительных	фабриках большой производитель- ности
189-СЭ	Магнитная	4	2	2	—	То же (опытная конструк- ция)
167А-СЭ	»	1	1			Мокрая сепарация грубо- измельченной	Руды крупностью до 6 мм с целью выделения от- вальных хвостов и по- лучения бедного кон- центрата
190А-СЭ	»	2	1	1	—	То же; применяется при необходимости перечист- ки хвостов
167П-СЭ	»	1	1			Мокрая сепарация руды крупностью до 1 (0,5) мм с целью выделения от- вальных хвостов и по- лучения бедного кон- центрата. Может уста- навливаться в замкну- том цикле с мельницей
264
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Продолжение табл. 59
Тип сепара- торов	Тип магнитной системы	Число магнитных барабанов				Назначение сепаратора (по проекту норм технологи- ческого проектирования магнитообогатительных фабрик)
		общее	ДЛЯ ОСНОВНОЙ сепара- ции	для пере- чистки		
				хво- стов	.кон- цен- трата	
167ПП-СЭ	Магнит- ная	1	1	—	—	Мокрая сепарация тон- коизмельченной руды крупностью до 0,1 (0,2) мм с целью выде- ления окончательного концентрата. При необ- ходимости перечистки может применяться ка- скад из двух сепарато- ров
195-СЭ	»	3	1		2	То же, применяется при необходимости двукрат- ной перечистки концен- трата
di, di — наименьший и наибольший диаметры зерен руды в пи-
тании, мм. При поступлении неклассифицированного
материала принимается d\ = 0,01 di;
а — эмпирический коэффициент, зависящий от крупности
питания (табл. 60);
Ъ — коэффициент, зависящий от соотношения между числом
барабанов, используемых для перечистки хвостов и числом основ-
ных барабанов (табл. 61).
Таблица 60
Значения коэффициента а в формуле (156)
(сухая сепарация сильномагнитных руд)
Крупность пита- ния, мм . . .	10-0	20-0	30-0	От 40—0 до 60—0	10-5	20-6	30—6	От 40—6 до 60—6
Значение а . , .	2,5	1,5	1,1	1,0	1,2	0,75	0,65	0,6
Таблица 61
Значения коэффициента Ь в формуле (156)
Отношение числа барабанов, используемых для пе-
речистки хвостов, к числу основных барабанов
Значение Ь .................................
0:1
1,0
1.2	1:1
1,25	1,5
2:2
1,5
Примечание. Если для перечистки хвостов устанавливается каскад из двух
однобарабаиных сепараторов, то для первого сепаратора принимается Ь=1,Ь.
Выбор и расчет оборудования для магнитного обогащения
265
Если из формулы (156) исключить коэффициенты а и Ъ, то оста-
ющаяся часть формулы определяет производительность транспор-
тирующего устройства, на котором зерна материала, имеющего пря-
молинейную характеристику крупности, расположены в один слой.
Таким образом, сепараторы для сухой сепарации рассчитываются
по теоретической формуле производительности, скорректированной
эмпирическими коэффициентами.
При наличии операции перечистки хвостов на головном барабане
могут получаться более богатые хвосты. В этом случае производи-
тельность и скорость вращения головного барабана следует увели-
чить. Таким образом, коэффициент Ъ учитывает требования, предъ-
являемые к качеству хвостов головного барабана.
Производительность сепараторов для мокрой сепарации сильно-
магнитных руд подсчитывается по нормам удельной нагрузки на 1 м
ширины питания. Расчет ведется по формуле
Q = qn(L—0,2),	(157)
где Q — производительность сепаратора по сухому исходному
питанию, т/ч;
q — удельная нагрузка, т/м • ч (табл. 62);
п — число головных барабанов в сепараторе;
L — длина каждого барабана, м.
Таблица 62
Ориентировочные удельные нагрузки питания головных барабанов
сепараторов мокрой сепарации при обогащении магнетитовых руд
Крупность питания, Л4ЛС	Содержание класса —0,074 мм в питании, %	Операции, производимые в сепарато- ре с несколькими барабанами или в каскаде из однобарабанных сепараторов	Удельная про- изв одительность головного бара- бана, 7П/ЛС«Ч
6-0	10-15	Основная и контрольная сепа-	55-65
		рации	
2-0	20-30	То же	38—45
1-0	35-40	»	25-30
0,5-0	45-55	»	20—25
0,2-0	65—70	Основная сепарация и две пере-	15—20
		чистки концентрата	
0,1-0	80—85	То же	10-12
0,074—0	95	»	9—10
Удельная нагрузка сепаратора зависит от крупности питания
и требований, предъявляемых к качеству продуктов обогащения.
Если продукты головного барабана подвергаются перечисткам то
удельная производительность этого барабана будет выше, так как
качество продуктов может быть ниже. Производительность сепара-
торов значительно снижается при уменьшении крупности пита-
ния [31].
266
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Производительность сепараторов для слабомагпитпых руд может
быть подсчитана по формуле (156). Значения входящего в формулу
коэффициента а для слабомагнитных руд берутся из табл. 63, а зна-
чение коэффициента Ъ принимается равным 1 [28, 30].
Таблица 63
Значения коэффициента а в формуле (156)
(сухая и мокрая сепарация слабомагнитных руд)
Сепарация	Тип сепаратора	Значение а
Сухая	Роликовый с верхним питанием	1,8
	Роликовый с нижним питанием	2,0
	Ленточный или дисковый	1,3
Мокрая	Роликовый, валковый с нижним питанием	1,0
Размагничивающие аппараты. Магнитные кон-
центраты, получаемые при мокрой магнитной сепарации, содержат
магнитные флокулы. Перед операциями классификации в механи-
ческих классификаторах или в гидроциклонах, фильтрования и фло-
тации такие концентраты должны быть размагничены. Выбор раз-
магничивающих аппаратов производится по каталогам в зависимости
от требуемой объемной производительности. Размагничивающие
аппараты имеют производительность по пульпе от 25 и до 300 м3/ч.
§ 10; Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
Выбор оборудования
Выбор оборудования для обезвоживания зависит от крупности
и влажности исходного материала и допустимой влажности обезво-
женного продукта. При обе°воживании угольных и железных кон-
центратов происходит их дополнительное обогащение вследствие
вымывания водой и удаления наиболее тонких шламов, имеющих
повышенное содержание пустой породы, что должно учитываться
при выборе оборудования для обезвоживания этих концентратов.
Влажность обезвоженного продукта зависит от гигроскопично-
сти, крупности исходного материала и от способа его обезвоживания.
Обычно влажность обезвоженных продуктов характеризуется
содержанием общей влаги. Этот показатель включает гравита-
ционную, капиллярную и гигроскопическую влагу. Последняя уда-
ляется в операциях обезвоживания, поэтому общая влага может
характеризовать эффективность работы обезвоживающих аппара-
тов только в том случае, если на обезвоживание поступает материал
одинакового минералогического и гранулометрического состава.
Ориентировочная влажность обезвоженных продуктов в зависи-
мости от крупности исходного материала и используемого для обез-
воживания оборудования приведена в табл. 64 [15, 38, 112, 113].
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
267
Таблица 64
Ориентировочная влажность обезвоженных продуктов
Исходный материал	Оборудование, исполь- зуемое для обезвоживания	Влажность обезвожен- ного продукта, %
Концентрат коксующихся уг-	Грохот	5-9
лей крупнее 8 (12) мм	Грохот и бункер	4,5—6/6—7*
Промпродукт крупнее 8 (12) мм	Элеватор	15-28
от обогащения угля	Элеватор и бункер	10—14
Порода от обогащения угля	Элеватор	15—25
крупнее 8 (12) мм	Элеватор и бункер	11—14 (с мелкой породой)
Концентрат промывки бурых	Конвейер обезвоживаю-	20—30
железняков—15 мм (Кер- ченские руды)	щий	
Концентрат коксующихся уг-	Грохот и бункер	11—13
лей мельче 6—12 -w-ч	Грохот, фильтрующая центрифуга	5—7/8—9 **
Промпродукт коксующихся	Элеватор	20—25 (30)
углей мельче 6—12 мм	Элеватор и бункер	12—14
	Элеватор и фильтрую- щая центрифуга	7,5—10
Порода от обогащения угля	Элеватор	18—30
мельче 6—12 мм	Элеватор и бункер	11—14 (с крупной породой)
Угольный шлам и флотацион-	В аку умфильтр	20-25/15-20 ***
ный концентрат крупностью	Фильтр-пресс	12—18
1,0 (0,6)—0 мм	Осадительная центрифу- га	23—29/17—20****
Зернистый железпый копцеп-	Механический класси-	
трат круппостыо 2 (0,5)—	фикатор	17-20
0 мм	Обезвоживающие столы Механический класси- фикатор и план-	10—13
	фильтр Механический класси- фикатор и обезвожи-	7-10
	вающий склад	9—13
Тонкие железные концентра-	Сгуститель и вакуум-	
ты (60-95%—0,074 jhjh)	фильтр Осадительная центри-	10—11
Сульфидные флотациоппые	фуга	10-12
концентраты:	Сгуститель и вакуум-	10—14
медные	фильтр	
свинцовые	То же	8—12
цинковые	»	8—12
пиритные	»	7-10
молибденовые		20—25
268
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Продолжение табл. 64
Исходный материал	Оборудование, испольвуе- мое для обезвоживания	Влажность'обез вожен- ного продукта, %
Несульфидные флотационные концентраты: апатитовые	Фильтр	11-12
шеелитовые	Сгуститель и вакуум-	12—15
баритовые	фильтр То же	11—14
* числитель — с отсевом, знаменатель — без отсева мелочи.
** числитель — без добавки, знаменатель — с добавкой шламов.
*** числитель—без добавки, знаменатель — с добавкой поверхностно активных ве-
ществ.
**** числитель — осадительные, знаменатель — осадительно-фильтрующие центрифуги.
При фильтровании мелких материалов влажность осадка может
быть иногда значительно снижена путем добавки в пульпу поверх-
ностно активных веществ.
Выбор оборудования для обезвоживания
кусковатых и зернистых продуктов.
Первый прием обезвоживания крупных угольных концентратов
(крупнее 6—12 лл1) производится на грохотах или в обезвожива-
ющих элеваторах. Если при этом не достигается кондиционная влаж-
ность продукта, то производится дополнительное обезвоживание
его в бункерах. При обезвоживании на грохотах обводненных про-
дуктов часть воды (около 75%) предварительно сбрасывается на
неподвижном прямолинейном или криволинейном (дуговом) сите
со щелевидными отверстиями 1,0—0,5 мм. Для обезвоживания могут
устанавливаться любые грохоты с достаточно энергичным встряхи-
ванием материала на сите грохота.
Для обезвоживания крупного концентрата применяются грохоты
типов ГПО-4К, ГПО-4ПБ, ГУКОД и другие (см. приложение 11).
Обезвоживание мелких угольных концентратов (мельче 6—12 льм)
производится обычно в два приема — на грохотах, с предваритель-
ным сбросом избытка воды на неподвижных шелевидных ситах
и в фильтрующих центрифугах или в обезвоживающих бункерах.
Мелкие продукты, выдаваемые обезвоживающим элеватором, также
подвергаются дополнительному обезвоживанию в фильтрующих
центрифугах.
Для первого приема обезвоживания мелких угольных концен-
тратов применяются грохоты типов БКГОМ-2А, ГПО-4М и другие
(см. приложение 11).
Лучшие результаты для второго приема обезвоживания дают
фильтрующие центрифуги, применение которых предусматривается
типовыми схемамп обогащения каменных углей. Они выпускаются
с инерционной, шнековой и с вибрационной выгрузкой осадка (при-
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
269
ложение 29). Сравнительная характеристика фильтрующих центри-
фуг дана в табл. 65.
Таблица 65
Сравнительная характеристика фильтрующих центрифуг [25, 38]
для обезвоживания мелких угольных концентратов
Покаватели	Инерцион- ные	Центрифуги Шнековые	Вибрацион- ные
Наибольшая производительность, т/ч	40-50	40—80	80—120
Удельная производительность, т/м2  ч	12-17	50—160	80-120
Унос твердого с фугатом, %		7—15	4—8	2—4
Измельчение угля, % *		42	16	11
Влажность обезвоженного угля, % . .	6-9	6-9	6-9
Удельный расход энергии, кет -ч/т Металлоемкость на 1 т часовой про-	1-1.4	0.3—0.5	0.15—0,20
изводительности, кг ........ Износоустойчивость сит в тыс. тонн	Более 250	50-55	16-45
обезвожепного угля на 1 м2 сита Снижение зольности при центрифуги-	13-18	20-80	100—125
ровании, % (абсолютные)		— 0.6	— 0,5	— 0,4
* Уменьшение средневзвешенного размера зерна в процентах от средневзвешенного
размера зерен в питании.
По всем показателям лучшими являются вибрационные центри-
фуги.
Первый прием обезвоживания мелкозернистых рудных концен-
тратов, содержащих до 40% класса — 0,074 жл, обычно произво-
дится в механических классификаторах. Второй прием осуще-
ствляется на план-фильтрах или в обезвоживающих складах. Эти
концентраты могут обезвоживаться также в один прием в осадитель-
ных центрифугах. Относительные показатели вариантов обезвожи-
вания даны в табл. 66.
Таблица 66
Сравнение вариантов обезвоживания мелкозернистых железных концентратов
в относительных показателях (Оленегорская обогатительная фабрика)
Показатели	Варианты обезвоживания		
	Классификаторы и план-фильтры	Классификаторы и обезвожива- ющий склад	Осадительные центрифуги
Капитальные затраты ....	1,0	1,8	0,85
Расход энергии		1,0	0,4	1.2
Расход пара 		1,0	2,0	0,7
Заработная плата 		1.0	1,4	1,0
Амортизационные отчисления	1.0	2,0	1,0
Прямые производственные рас-			
ХОДЫ 		1,0	1,4	0,9
Производительность труда . .	1,0	0,73	1,0
270
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Наиболее экономичным является вариант с применением меха-
нических классификаторов и план-фильтров. Вариант с обезвожи-
ванием на складе может оказаться выгодным в тех случаях, когда
по условиям отгрузки или шихтовки концентрата необходимо иметь
склад большой емкости.
Выбор оборудования для обезвоживания
тонкоизмельченных материалов и шламов.
Обезвоживание тонкоизмельченных материалов и шламов произво-
дится в два или в один прием. Наиболее часто применяется обезво-
живание в два приема. Для первого приема обезвоживания приме-
няются цилиндрические сгустители и реже пирамидальные отстой-
ники и конусы, а для второго приема — вакуум-фильтры и очень
редко фильтр-прессы. При обезвоживании в один прием могут
применяться осадительные центрифуги, в которых получаются освет-
ленная вода и обезвоженный продукт, более влажный, чем при обез-
воживании в вакуум-фильтрах.
Менее влажный продукт дают осадительно-фильтрующие цент-
рифуги.
В осветленной воде осадительной центрифуги содержатся рудные
частицы крупностью 3—15 мк и угольные частицы крупностью 10—
40 мк.
Техническая характеристика осадительных и осадительно-филь-
трующих центрифуг приведена в приложении 30.
При флотации материалов с высоким содержанием полезных
минералов (каменные угли, апатитовые руды) пена получается
достаточно плотной и поступает непосредственно в фильтрование.
Перелив фильтров сгущается и возвращается в фильтрование.
Для обезвоживания случайных переливов и аварийных сбросов
применяются отстойники с плоским дном. Разгрузка осевшего мате-
риала из отстойника производится периодически обычно насосом
или грейферным краном.
Для сгущения тонких продуктов при большой производительно-
сти обогатительной фабрики наиболее часто применяются цилиндри-
ческие сгустители, дающие по сравнению с пирамидальными отстой-
никами и конусами более высокое содержание твердой фазы
в сгущенном материале.
Сгустители изготовляются одно- и двухъярусные. Двухъярусные
сгустители устанавливаются на гидрометаллургических заводах
при необходимости получить наименьшую разность температур вхо-
дящего и выходящего продуктов и с целью экономии площади пола.
На обогатительных фабриках эти сгустители применяются редко,
так как некоторое изменение температуры пульпы не имеет практи-
ческого значения.
Одноярусные сгустители с центральным приводом имеют диаметр
чана до 25 м, а сгустители с периферическим приводом — от 15 до
100 м (приложение 31). Последние требуют меньшей высоты поме-
щения.
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
271
При сгущении продуктов, содержащих значительное количество
песковой фракции, производится предварительная классификация
их в гидроциклонах (приложения 16, 32). В этом случае в сгущение
направляется слив гидроциклона, а песковая часть поступает не-
посредственно в фильтрование.
Сгущенные продукты и флотационные концентраты с высоким
содержанием твердого подвергаются фильтрованию, которое обычно
производится на вакуум-фильтрах непрерывного действия. Для
углеобогатительных фабрик перспективно применение фильтр-прес-
сов непрерывного действия.
Выбор типа вакуум-фильтра определяется в основном характери-
стикой крупности твердой фазы, ее плотностью, требуемой произ-
водительностью и кондициями на влажность. При фильтровании
быстроосаждающихся и относительно зернистых рудных концентра-
тов, содержащих не более 60—70% класса —0,074 мм, применяются
барабанные фильтры с внутренней фильтрующей поверхностью
(приложение 33).
При большой производительности обогатительной фабрики и по-
ступлении на фильтрование тонкоизмельченных продуктов приме-
няются дисковые вакуум-фильтры (приложение 34). Смена фильтру-
ющей ткани в этих фильтрах производится путем установки заранее
заготовленных секторов и не требует длительных остановок фильтра.
Недостаток фильтров — повышенная по сравнению с барабанными
фильтрами влажность осадка (на 1—2%), осадок на фильтровальной
ткани удерживается не так прочно, как на барабанных фильтрах.
Барабанные вакуум-фильтры с внешней фильтрующей поверх-
ностью (см. приложение 33) применяются реже, чем дисковые. По
сравнению с дисковыми фильтрами они громоздки и более дороги
(при равной производительности). Смена ткани на барабанных филь-
трах требует много времени. Поэтому барабанные фильтры с внешней
фильтрующей поверхностью устанавливаются в случаях, когда имеет
большое значение снижение влажности в обезвоженном продукте,
или при поступлении на фильтр зернистого материала, который не
удерживается на фильтрующей поверхности дисковых фильтров.
В соответствии с типовыми схемами обогащения каменных углей
обезвоживание флотационных угольных концентратов и хвостов
флотации производится в осадительных центрифугах или в фильтр-
прессах. Технологическая характеристика осадительной центри-
фуги УЦМ-1 дана в табл. 67. Техническая характеристика фильтр-
прессов приведена в приложении 35.
На действующих обогатительных фабриках флотационные уголь-
ные концентраты обезвоживаются, за отдельными исключениями, на
дисковых вакуум-фильтрах. Практика показала, что замена вакуум-
фильтров центрифугами целесообразна лишь в том случае, если по-
следние изготовлены из износоустойчивых качественных материалов
и со степенью точности, допускающей замену износившихся частей
(в частности роторов) новыми.
272
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Таблица 67
Технологическая характеристика центрифуги УЦМ-1 [15]
Показатели	Обезвоживание флотационного угольного концентрата	Обезвоживание хвостов флотации угля
Крупность питания, мм	 Отношение Ж: Т в питании	 Производительность по осадку, т/ч . . Производительность по питанию, м3/ч Влажность осадка, %	 Содержание твердого в фугате, г/л . .	1 — 0 От 2 :1 до 3:1 20-25 40—70 26—29 40-60	1-0 От 10 : 1 до 20:1 До 160 24-25 20-30
Расчеты производительности оборудования.
Сита для предварительного сброса воды
[25] дуговые или прямолинейные рассчитываются по нормам удель-
ной нагрузки. Расчет ведется по формуле
F = -^,	(158)
где F — площадь сита, мг;
W — объем воды, удаляемой в операции предварительного обез-
воживания, м3/ч;
q — удельная нагрузка на сито, м3/м2  ч.
При обезвоживании угольных концентратов на сите предвари-
тельного обезвоживания удаляется примерно 75% воды. Значения
удельной нагрузки при расчете принимается: при щелях 1,0—
0,75 мм — 300 ля/№ • ч, при щели 0,5 мм — 200 м3/м2 • ч. Ширина
сита принимается равной ширине подающего желоба.
Обезвоживающие грохоты рассчитываются по удель-
ной нагрузке па единицу площади решета. Допустимая нагрузка
зависит от крупности поступающего в обезвоживание материала, его
плотности и размеров отверстий сита грохота.
При обезвоживании углей принимаются следующие нагрузки (т/м2  ч):
крупный концентрат (>6—12 -м-м) на сите 1 мм, с дополнитель-
ным обезвоживанием в бункерах......................15—20
то же, без дополнительного обезвоживания в бункерах .... 6—8
мелкий концентрат «6—12 лои) пасите 1 мм, с дополнительным
обезвоживанием в центрифугах....................10—12
то же па сите 0,5 мм..............................6—8
шламы «2—1 -hjh) на сите 0,5 мм ............... 2—3
то же, на сите 0,3 мм...........................1—1,2
При обезвоживании на грохотах рудных концентратов удельные
нагрузки возрастают пропорционально увеличению насыпного веса
концентратов.
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
273
Обезвоживающие элеваторы. Для обезвожива-
ющих элеваторов принимается следующий режим работы: скорость
движения ковшей при обезвоживании крупного угля 0,25—
0,27 м/сек, мелкого угля 0,15—0,17 м/сек, промпродукта 0,3—
0,38 м/сек; время обезвоживания после выхода ковша из пульпы
для крупного угля — не менее 17—18 сек, для мелкого угля — не
менее 27—29 сек; угол наклона элеватора 55—65°.
Расчет производительности элеватора производится по формуле
£ = 3,6-у гдтр	(159)
где Q — производительность по влажному материалу, т/ч;
I — объем ковша, л;
а — расстояние между центрами ковшей, равное двойному шагу
цепи, м;
v — скорость движения ковшей, м/сек;
6 — насыпной вес влажного материала, т/м3;
г] — коэффициент заполнения ковшей, равный 0,5 для продук-
тов, не поступающих в повторное обогащение, и 0,7—0,9
для промпродуктов, поступающих в повторное обогащение.
Обезвоживающие бункера. Объем обезвожива-
ющего бункера определяется по формуле
Р_|-,	(160)
где V — объем бункера,
q — вес поступающего в обезвоживание продукта, т/ч;
Т — продолжительность одного цикла обезвоживания, ч;
6 — насыпной вес поступающего продукта, т/м3;
ц — коэффициент заполнения бункера.
Продолжительность одного цикла обезвоживания складывается
из времени заполнения одной ячейки бункера, времени обезвожива-
ния, времени разгрузки ячейки и подготовки ее к следующей
загрузке. Время заполнения одной ячейки бункера
^ = -^,4	(161)
где t± — время заполнения ячейки, ч;
v — геометрический объем ячейки, выбираемый по конструк-
тивным соображениям, л3;
остальные обозначения прежние.
Время обезвоживания крупных классов коксующихся углей
принимается равным 6—8 ч, энергетических углей крупнее 25 мм —
2—3 ч, класса 13—25 мм — 4—5 ч, класса 6—13 мм — 6—8 ч.
Время разгрузки ячейки бункера и подготовки к следующей
загрузке зависит от ее емкости и организации работ при разгрузке.
Ориентировочно при емкости ячейки 80—150 т время разгрузки и
подготовки равно 2 ч.
Число ячеек бункера равно: п = V/v.
18 Заказ 7G0.
274
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Фильтрующие центрифуги. Производительность
фильтрующих центрифуг берется по техническим характеристикам.
Удельная производительность по практическим данным при
обезвоживании мелких угольных концентратов приведена в табл. 65.
По техническим характеристикам удельная производительность
инерционной центрифуги составляет 10—12,5 т/м2 • ч, шнековой
центрифуги 125 т/м2 • ч, выбрационной центрифуги НВВ-1000 —
85—110 т/м2 • ч.
Осадительные центрифуги. Производительность
осадительных центрифуг по сливу подсчитывается по формуле
У = 3’5 D2L (q q0) d2na	(162)
где V — производительность по сливу, м3/ч;
D — диаметр сливного порога, м;
L — расстояние от места загрузки питания до сливного по-
рога, м;
Q, р0 — плотности твердой и жидкой фаз, г/см3;
d — диаметр наибольших зерен в сливе, мм;
п — скорость вращения конуса, об/мин;
р, — вязкость, пз.
Полагая для воды р, = 0,01 пз, р0 = 1 г/см3, получим
Г = 3,5£>2£(р —1)с№.	(163)
Формулы (162) и (163) выведены в предположении, что осажде-
ние зерен подчиняется закону Стокса, т. е. для случая, когда в слив
уходят тонкие зерна.
Сгустители [25, 56, 112]. Метод расчета производитель-
ности сгустителей зависит от свойств поступающей в сгущение
пульпы. Сгущение диспергированных разбавленных пульп, не содер-
жащих коагулирующих веществ, характеризуется отсутствием ясной
линии раздела между слоем осветленной воды и слоем сгущаемой
пульпы. В этом случае сгуститель рассчитывается как классифи-
цирующий аппарат, т. е. по скорости свободного падения максималь-
ных зерен, уходящих в слив. При сгущении рудпых продуктов
сгустители обычно рассчитываются из условия, чтобы в сливе теря-
лись зерна не крупнее 3—5 мк. При сгущении угольных шлаков этот
предел повышается до 30—40 мк.
Удельная площадь осаждения сгустителя на 1 т часовой произво-
дительности по твердому в случае сгущения пульп, осаждающихся
без ясной линии раздела, подсчитывается по формуле
(1М)
/
где
— удельная площадь осаждения на 1 т часовой производи-
тельности по твердому
.и2
, -----1
т/ч
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
(275
и /?2 — весовые отношения Ж : Т в исходном и сгущенном про-
дуктах;
v — скорость свободного осаждения в воде наиболее крупных
зерен, уходящих в слив, м/ч\
к — коэффициент, равный отношению эффективно исполь-
зуемой площади сгустителя к общей его площади (0,5—
0,6 для малых и 0,7—0,8 для больших сгустителей) [105].
Для плотных или скоагулированных пульп, дающих резкую
границу между слоем осветленной воды и слоем, содержащим твер-
дую фазу, за удельную площадь осаждения принимается максималь-
ное значение /, подсчитываемое по формуле
<165>
где R — переменное отношение Ж : Т в пульпе, изменяющееся
в процессе сгущения от Hi до 7?г;
vR — скорость осаждения (понижения границы раздела
вода — пульпа) при отношении Ж : Т, равном R, м/ч\
f, Rz, к — имеют прежние значения.
Значения vR при различных R определяются опытным путем
при лабораторных исследованиях на сгущаемость.
Если таких исследований не проводилось, то расчет сгустителей
производится по практическим нормам удельных нагрузок, достиг-
нутых на действующих обогатительных фабриках при сгущении ана-
логичных по составу пульп. При выборе аналогов нужно учитывать
условия, влияющие на скорость осаждения, — минералогический
и гранулометрический состав твердой фазы, наличие в пульпе элек-
тролитов и специальных коагулянтов (например, полиакриламида),
температуру пульпы. При выборе нормы удельной нагрузки необ-
ходимо учитывать ценность сгущаемого материала и допустимое
загрязнение слива в случае его применения в качестве оборотной
воды или сброса в водоемы общественного пользования. Ориенти-
ровочные нормы удельных нагрузок цилиндрических сгустителей
приведены в табл. 68.
Удельные нагрузки на сгустители и отстойники значительно воз-
растают при добавке в пульпу специальных коагулянтов типа поли-
акриламида. Скорость осаждения скоагулированной пульпы уве-
личивается в 3—4 раза, а потери твердого в сливе снижаются в 6—
18 раз.*
Сгустительные конусы и пирамидальные
отстойники. Расчет этих аппаратов производится аналогично
расчету сгустителей.
* Производительность флотационных машин на сгущенных шламах при
добавке полиакриламида в операцию сгущения снижается вследствие увели-
чения содержания тонких шламов в питании флотации и необходимости
применять более разбавленные пульпы.
18*
276
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Таблица 68
Ориентировочные удельные площади осаждения и удельные нагрузки
цилиндрических сгустителей [И2]
Сгущаемые продукты	Удельная площадь осаждения, М2 /т-4 м* т/ч	Удельная нагруяка	
		т/мЯ-ч	т/м2, сутки
Питание флотации, хвосты флотации Флотационные сульфидные концен- траты:	12—24	0,04-0,08	1-2
медные		16-24	0,04—0,06	1-1,5
свинцовые 		24-32	0,03-0,04	0,75—1,0
цинковые 		20-30	0,033—0,05	0,8—1,2
пиритные 		12-24	0,04—0,08	1,0-2,0
молибденовые 		30—50	0,02-0,033	0,5—0,8
Первичные рудные шламы	 Пульпа перед цианированием при	60—90	0,01—0,017	0,25-0,4
высоком содержании глины . . . То же, при преобладании кристал-	35-50	0,02—0,028	0,5—0,7
лического материала		10-16	0,06—0,10	1,5-2,5
Отстойники с плоским дном. Удельная площадь
осаждения отстойников при поступлении в них разбавленной пульпы
подсчитывается по формуле (164), при этом значение коэффициента к
принимается равным единице. При периодической разгрузке отстой-
ника и поступлении в него разбавленной пульпы величина Т?2 мала
по сравнению с Ri, поэтому удельная площадь осаждения (на 1 т
сухого шлама) приближенно будет f = Ri/v, 	-- [значения Ri
и v — те же, что и в формуле (164)1.
Наружные отстойники, сооружаемые на углеобога-
тительных фабриках для осветления шламовых вод, состоят из не-
скольких секций, работающих параллельно или последовательно.
Ширина секции 5—6 м, глубина при разгрузке осевшего шлама грей-
ферным краном — около 3 м и при разгрузке скрепером — около
1,5 м. Разгруженный шлам дренируется на площадке, расположен-
ной при отстойнике. Размер дренажной площади принимают из
расчета накопления на ней шлама за 15—20 суток. Удельная на-
грузка отстойника по пульпе составляет около 1 м3/м2 • сутки,
по твердому — 0,127 т/м2  сутки, удельная площадь осаждения —
190 _±_ *.
т • ч
В акуум-фильтры обычно рассчитываются по нормам
удельной нагрузки, которые устанавливаются по практическим дан-
ным.
* По данным Енакиевской углеобогатительной фабрики.
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
277
Ориентировочные удельные нагрузки вакуум-фильтров приве-
дены в табл. 69.
Таблица 69
Ориентировочные удельные нагрузки вакуум-фильтров
[25, 110, 113]
Фильтруемый материал	Удельная на- грузка по сухому, кг/м2.ч	Тип вакуум-фильтра
Мелкий угольный шлам и флотацион- ный угольный концентрат Крупный угольный шлам Флотационные сульфидные концентра- ты сгущенные: медный свинцовый цинковый пиритпый Апатитовый флотационный концентрат без предварительного сгущения, 86% — 0,15 лои * Нефелиновый концентрат Графитовый флотационный концентрат Магнетитовый концентрат, содержащий более 70% класса —0,074 льи Магнетитовый концентрат, содержаний 70—40% класса—0,074 леи Магнетитовый концентрат, содержащий 40—20% класса—0,074 мм	400-500 500—1000 100—200 100—200 200—400 300-600 600—650 500-550 400-500 500-1000 500—1000 4000—7000	Дисковый >> Дисковый, барабанный То же » » Барабанный с внутрен- ней фильтрующей по- верхностью То же Дисковый Дисковый, барабанный Барабанный, с внутрен- ней фильтрующей по- верхностью План-фильтр
* Переливы фильтров поступают в сгуститель, сгущенный продукг возвращается на
фильтры.
В ряде случаев удельная нагрузка фильтров может быть значи-
тельно повышена добавкой в пульпу коагулянтов.
По выбранной удельной нагрузке подсчитываются общая потреб-
ная фильтрующая поверхность и необходимое число фильтров в зави-
симости от их размера. На каждые 3—4 работающих фильтра преду-
сматривается один запасный.
Автоматические фильтр-пресс ы. Производи-
тельность фильтр прессов берется из их технических характери-
стик.
Вакуум-насосы и воздуходувки. Потребная
производительность вакуум-насосов и воздуходувок для вакуум-
фильтров зависит в основном от проницаемости слоя осадка на филь-
трующей поверхности и температуры фильтруемой пульпы. Про-
ницаемость осадка определяется опытным путем. Если она неиз-
вестна, то можно руководствоваться ориентировочными нормами
расхода воздуха, приведенными в табл. 70.
278
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Таблица 70
Ориентировочные нормы расхода воздуха при фильтровании
на вакуум-фильтрах [110]
Тип фильтров	Удельный расход воадуха, л<3 / м2 - мин	
	для вакуум- насосов	для воздухо- дувок
Барабанные с внешней фильтрующей поверхностью Барабанные с внутренней фильтрующей поверх- ностью 		 Дисковые 		0,5-1,5 0,5—2,0 0,4—0.8	0,1—0,4 0,1—0,4 0,05-0,25
Примечание. Бблыпие расходы воадуха относятся к осадкам с высокой проница-
емостью. меньшие — к осадкам с малой проницаемостью.
§ 11. Выбор и расчет оборудования для сушки
Выбор сушилки. Для сушки продуктов обогащения при-
меняются барабанные сушилки прямого действия, трубы-сушилки,
трубчатые сушилки непрямого действия, конвейерные сушилки,
грохоты-сушилки, одно- и многоподовые сушилки [25, 119].
Барабанные сушилки прямого действия (приложение 36) с не-
посредственным соприкосновением газа с сушимым материалом
можно применять для любых продуктов обогащения, независимо
от их крупности и начальной влажности. Эти сушилки отличаются
большой производительностью, высоким тепловым коэффициентом
полезного действия, достигающим 80%, малым потреблением энергии,
сравнительно низкими эксплуатационными расходами и надежностью
в работе. Недостатки сушилок — большой унос пыли с газами, до-
стигающий при сушке флотационных концентратов 20% от посту-
пающего в сушку материала, загрязнение высушенных продуктов
золой, уносимой из топки (от 0,2 до 0,5—0,7%), длительное время
соприкосновения сушимого материала с горячими газами (до 15—
30 мин), что в некоторых случаях нежелательно, значительное кро-
шение материала, большие габаритные размеры сушилки, требу-
ющие больших площадей и пролетов сушильного цеха, высокие ка-
питальные затраты.
Барабанные сушилки нашли широкое применение на рудообо-
гатительных фабриках большой производительности.
Трубы-сушилки могут применяться лишь для сушки мелких
и неслипающихся материалов, так как поддержание во взвешенном
состоянии крупных зерен или слипшихся комков мелкого материала
потребовало бы очень больших скоростей газов с соответствующим
увеличением расхода энергии. При этом вследствие малого времени
соприкосновения материала с газами (5—10 сек) комки не успевают
высохнуть. При сушке мелких неслипающих материалов трубы-су-
шилки по сравнению с барабанными сушилками обладают следу-
Выбор и расчет оборудования для сушки
279
тощими преимуществами: более высокой напряженностью по испаря-
емой влаге, меньшим временем соприкосновения материала с газами,
меньшим крошением материала, меньшими капитальными затратами
на оборудование и строительство здания сушильного цеха. Недо-
статки труб-сушилок — большой унос пыли, высокий расход энер-
гии, пониженный тепловой коэффициент полезного действия (-—50—
60%), трудное регулирование процесса сушки, особенно при^ком-
кующемся материале, повышенные эксплуатационные расходы.
Выбор между барабанной сушилкой и трубой-сушилкой при
проектировании углеобогатительных фабрик производится на осно-
вании технико-экономического сравнения конкурирующих вариан-
тов сушилок. На рудообогатптельных фабриках трубы-сушилки не
применяются.
Трубчатые сушилки имеют по сравнению с сушилками прямого
действия меньший тепловой коэффициент полезного действия и мень-
шую напряженность по испаряемой влаге. Они применяются в тех
случаях, когда имеется дешевый отработанный пар, например для
подсушки энергетических углей на электростанциях, на брикетных
фабриках и в случаях, когда важно избежать загрязнения концен-
трата при сушке и уменьшить его потери в пыли, например на гра-
фитовых обогатительных фабриках.
Конвейерные сушилки и грохоты-сушилки могут применяться лишь
для кусковатого материала (крупнее 3 мм). Эти сушилки характери-
зуются малым крошением материала, малым временем нахождения
его в зоне высоких температур (20—30 сек), высокой производитель-
ностью на единицу площади и в связи с этим, небольшими габарит-
ными размерами. Основная область применения сушилок этого
типа — сушка крупных угольных концентратов.
Подовые сушилки отличаются малым пылеобразовапием, имеют
простую и дешевую конструкцию. К основным недостаткам их отно-
сится низкий тепловой коэффициент полезного действия (50—55%)
и малая удельная производительность. Поэтому подовые сушилки
могут применяться лишь при небольшой производительности обога-
тительной фабрики, например для сушки концентратов редких
металлов.
Технологический расчет сушилок. Расчетом
определяется суммарный объем и потребное число сушилок, требу-
емое количество воздуха, расход топлива на сушку, объемы и влаж-
ность воздуха в начале и конце сушки, режим работы сушилки.
Объем сушилок подсчитывается по допустимой напряженности
по испаряемой влаге, которая зависит от свойств материала, под-
вергаемого сушке, его начальной и конечной влажности, температуры
газов на входе в сушилку и выходе из нее, типа сушилки, скорости
потока газа и качества топлива. Нормы напряженности, а также тем-
пературы газа на входе и выходе из сушилки устанавливаются на
основании опытных исследований и практических данных, получен-
ных при сушке аналогичных по составу и влажности материалов.
280
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Практические данные о напряженности и температуре газов для
барабанных сушилок и труб-сушилок приведены в табл. 71, 72.
Таблица 71
Ориентировочные напряженности барабанных сушилок
прямого действия по испаряемой влаге
Сушимый материал	Влажность материала, о/ /о			Температура rasa, град		Крупность ма- териала, мм	Напряженность, кг/мЗ^ч
	<	I	после сушки	поступа- ющего в сушилку	выходя- щего из сушилки		
Подмосковный	г	0	10—15	430	120—150	10—0	40-60
уголь Мелкий угольный	12-	-18	3-6	700-900	80—Ю0	10-0	70—90
концентрат Угольный флота-	20-	-26	3-6	700-800	90-110	1-0	90-120
ционный концен- трат Угольный шлам	50		1,3	700—800	120-130	2-0	120
То же	2	5	3,0	700-800	—	2—0	70—100
Сланец	38		12	500-600	100	40—0	45—65
Руда магнито-	6,0		0,5	730	85-90	50-0	45—65
горская Сульфидные коп-	12		3,0	500—600	100	0,1—0	60-70
цонтраты Апатитовые	11,3		1,0	1000-1100	100-150	14%+0,15 .»•«	65-70
концентраты Нефелиновый	17-	-18	0,5	1000—1100	100—150	27 %+0,15 мм	80
концентрат Окисленные мед-	30		4	800	100	0,1-0	90—100
ные концентраты Известняк	8-	-15	1,5	1000	80	15-0	45—65
>'	8-	-10	0,5	800	120	20-0	30—40
Песок	4,3-	-7,7	0,05	840	100	—	80-88
»	6,1		0,3	1000	90	—	100
»	15,0		3,0	700	—	—	80
Глина	22		5,0	600-700	80—100	—	50—60
Напряженность труб-сушилок возрастает с уменьшением, круп-
ности и увеличением влажности сушимого материала, увеличением
температуры поступающего в сушилку газа, с увеличением скорости
потока газа в начале сушилки. При сушке в трубе-сушилке смеси
из мелкого и флотационного угольных концентратов п шламов,
а также одного флотационного концентрата достигалась напряжен-
ность сушилки 540—560 кг/м3 • ч. Скорость потока газа на входе
в сушилку была при этом 32—40 м/сек, после доведения скорости
потока газа до 52—60 м/сек напряженность увеличилась до 830—
960 кг/м3 • ч.*
* Данные Кальмиусской обогатительной фабрики.
Выбор и расчет оборудования для сушки
281
Таблица 72
Ориентировочные напряженности труб-сушилок по испаряемой
влаге при сушке углей
Сушимый материал	Влажность материала, %		Температура гааа, град		Напряжен- ность, кг/мв-ч
	исход- ного	после сушки	поступаю- щего в су- шилку	выходяще- го И8 СУ- ШИЛКИ	
Бурый уголь	 Каменный уголь	 Мелкий концентрат в смеси с флотационным концентра- том 	 Флотационный концентрат . .	12-18 20—26	3-6 3-6	750—900 750—900 750—900 750—900	110—120 110—120 110—120 110-120	250—400 400—600 600—800 700-900
Таким образом, с увеличением скорости потока газа на 1 м/сек
напряженность сушилки увеличивается на 15 кг/м* • ч. Расход тепла
на 1 кг испаренной влаги при увеличении скорости уменьшается
с 950—1100 до 850—880 ккал/кг.
При установке последовательно двух дымососов скорость потока
газов в трубе-сушилке может быть доведена до 70 м/сек, а напряжен-
ность сушилки увеличена до 1200—1500 кг/м3 • ч [61J. Из этого сле-
дует, что при проектировании труб-сушилок желательно выбирать
высокие скорости потока газов на входе в сушилку — в пределах
40—70 м/сек.
Тепловой расчет сушилок. Исходные данные для
расчета и условные обозначения исходных и рассчитываемых величин.
Наименование
Единицы намерения Условные
обозначе-
ния
1.	Вес твердой фазы в сушимом материале . .
2.	Отношение Ж : Т:
в исходном материале......................
в высушенном продукте.....................
3.	Элементарный состав рабочего топлива:
Содержание:
углерода ...............................
водорода ...............................
кислорода ..............................
серы (органической и пиритной)..........
Q
кг/ч
кг - воды/кг • твердого
то же
в долях единицы
то же
»
»
влаги............................................ »
золы ..................................... »
Высшая теплота сгорания..................... ккал/кг
Теплоемкость:
исходного материала....................... ккал/кг • град
сухого воздуха и газа..................... то же
с₽
н₽
о»
SP
jyp
АР
См
с
282
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Наименование	Единицы измерения Условные
обозначе-
ния
5. Температура:		
исходного материала		град	
материала па выходе из сушилки		»	*м
поступающего воздуха		»	io
газа на входе в сушилку		»	н
газа на выходе из сушилки	 средняя разность температур внутренней	»	^2
и наружной поверхностей сушилки . .	»	
6. Влагосодержание:		
поступающего воздуха		кг  воды/кг • сухого воздуха или газа	d0
газа па входе в сушилку		то же	di
газа на выходе из сушилки		»	
7. Теплосодержание 1 кг пара:		
при температуре t0° С		ккал/кг пара	io
при температуре tr° С		то же	ii
при температуре ta° С	 8. Коэффициент теплопередачи нерез поверх- ность сушильного барабана или трубы-су-	»	ia
шилки 	 9. Удельная потеря тепла через поверхность	ккал/м2 • ч • град	Q
сушилок	 10. Тепловые коэффициенты полезного действия	ккал[кг сухого материала	
топки:		
отношение количества тепла, перешедшего в дымовые газы, к количеству тепла, вы-		
делившемуся при сгорании топлива . . . коэффициент, учитывающий неполноту сго- рания топлива и утечку газа до поступле-	в долях единицы	
ния в сушилку	 11. Напряженность сушилки по испаряемой	то же	n'
влаге			 12. Удельная поверхность сушильного барабана	кг/л3. ч	w
или трубы-сушилки на 1 кг часовой произво- дительности по сухому материалу	 13. Удельный расход топлива на 1 кг твердой	м2	i
	кг/ч	
фазы в сушимом материале:		
сгорающего в топке		кг топлива/кг мате- риала	p'
подаваемого в топку		то же	p
14. Расход топлива:		
сгорающего в топке		кг/ч	A'
подаваемого в топку		то же	A
15. Удельные объемы влажного газа:		
при температуре и влагосодержании dt	л13/кг сухого газа	«1
при температуре ta и влагосодержании d2	то же	S2
16. Объемы газа:		
на входе в сушилку		№/ч	Vt
па выходе из сушилки	 17. Количество подаваемого сухого воздуха на	то же	
1 кг сгорающего топлива:		
теоретическое 		кг воздуха/кг топ- лива	^0
практическое 		то же	L
Выбор и расчет оборудования для сушки
283
Наименование
Единицы намерения Условные
обозначе-
ния
18. Давление насыщенных паров воды при тем-		
пературе t° С		кГ/ см2	Pt
19. Относительная влажность воздуха (газа) . .	в долях единицы	ф
20. Коэффициент избытка воздуха подаваемого		
в топку		то же	а
21. Количество потребного сухого воздуха для		
сушки:		
общее		м3/ч	в
подаваемого в топку		то же	Рт
подаваемого в смеситель		»	Рс
Способы определения численных значений неко-
торых расчетных величин. Элементарный состав топлива берется
из справочников или определяется анализом.
Теплоемкость твердой фазы сушимого материала берется из справочников.
Теплоемкость воздуха при температуре t° С определяется по формуле с =
= 0,2378 + 2,22- 10"в t. Для практических расчетов теплоемкость воздуха
можно принимать постоянной и равной: с = 0,24 ккал/кг-град. Теплоемкость
водяных паров равна 0,47 ккал/кг-град. Теплоемкость сухого дымового газа
подсчитывается как средневзвешенное из теплоемкостей составляющих газов.
При практических расчетах процесса сушки с достаточной точностью тепло-
емкость сухих газов можно считать постоянной и равной 0,24 ккал/кг-град.
Температуру исходного материала и поступающего воздуха можно прини-
мать равными температуре воздуха в сушильном цехе. Температура газов на
входе в сушилку и выходе из нее берется по практическим данным (ориентиро-
вочные значения этих температур приведены в табл. 71, 72). Средняя разность
температур внутренней и наружной стенок сушилки приблизительно tCp
ti + t2	f
-----2	to-
Влагосодержание поступающего воздуха подсчитывается по формуле <20 =
= 0,622р/<р/(1 — pt<p), кгводы/кг сухого воздуха. Значения pt берутся из спра-
вочников. При колебаниях температуры в сушильном цехе в пределах 10—20° С
и относительной влажности в пределах 0,5—0,8 величина d0 изменяется в пре-
делах от 0,004 до 0,009 кг воды/кг воздуха, в среднем при расчетах можно при-
нимать du — 0,006 кг/кг.
Теплосодержание 1 кг пара при температуре t° С определяется по формуле
I = 595 + 0,47 t ккал/кг.
Коэффициент теплопередачи через поверхность сушильного барабана
берется из справочников. Для барабанов и труб с теплоизоляцией q а» 1,0—
1,5 ккал/м2- ч-град, при отсутствии теплоизоляции q т 10—12 ккал/м2-ч-град.
При расчетах удельная потеря тепла через поверхность барабанов и труб может
определяться двумя способами: по теоретической формуле q = f q Zcp; исходя
из практических данных, принимая потерю тепла через поверхность сушилок,
равной приблизительно 5% от полезного тепла. При этом удельная потеря
тепла подсчитывается по формуле
, (См+Д2) (*м~*м)
1+Яа
q — 0,05 (i2 tM) (R\ R%)
, ккал/кг.
(166)
Коэффициенты полезного действия топки приблизительно равны: ц = 0,95;
коэффициент т]', учитывающий неполноту сгорания топлива и утечку газов до
поступления их в сушилку, изменяется в зависимости от качества топлива
и условий его сжигания обычно в пределах 0,85—0,95.	-и
Напряженность сушилки по испаряемой влаге берется по практическим
данным или по результатам исследований (ориентировочные значения этой
величины приведены в табл. 71, 72).
284	Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Удельный объем влажного дымового газа, отнесенный к 1 кг сухого газа
при температуре t° С, нормальном давлении и влагосодержании d, подсчиты-
вается по приближенной формуле
s = 0,763 + 0,0028 t + <Z (1,22+0,0045*), м*/кг сухого газа.	(167)
Здесь 0,763 — удельный объем сухого дымового газа, мв/кг (при нормаль-
ных условиях).
Относительная влажность дымового газа при влагосодержании d и темпе-
ратуре t° С подсчитывается по формуле
т-«^+7«+	(1С8)
Коэффициент избытка воздуха при сжигании каменных и бурых углей
может быть принят равным а = 1,8—2,0 [119].
Порядок расчета барабанных сушилок.
Для определения размера и числа сушилок первоначально подсчи-
тывается их суммарный объем:
(169)
Далее по объему определяется число сушилок для отдельных
вариантов, отличающихся размером сушилок. На основании техпико-
экономического сравнения конкурирующих вариантов выбирается
оптимальный вариант.
Тепловой расчет производится в следующем порядке:
1.	Определяется по формуле Менделеева высшая теплота сгора-
ния рабочего топлива:
(?£ = 8100Ср + 30 000Нр—2600 (Ор—Sp), ккал/кг.	(170)
2.	Определяется суммарный удельный расход сухого воздуха,
подаваемого в топку и в смеситель (для охлаждения топочных газов),
на 1 кг сгорающего топлива по приближенной формуле
L	<?вт1~(9Н11 + И-'р) il	кг СуХ0Г0 воздуха	(171)
ct-!	* кг сгорающего топлива *	'	'
3.	Определяется удельный расход сгорающего топлива по фор-
муле
^м(см+д8)+(Ях—Д3)»8+? кг топлива (172)
(?рт]—Bc(t2—*0) — fa(9Hp + lVp) * кг материала' 1	}
ft. Определяется удельный и часовой расход сгорающего и пода-
ваемого в топку топлива на 1 кг твердой фазы в сушимом материале:
_ Р' кг топлива .	..
д т]' ’ кг материала ’	‘	'
А’ = p’Q, кг/ч (сгорающего топлива);	(174)
Л «= pQ, кг/ч (подаваемого в топку топлива). (175)
Выбор и расчет оборудования для сушки
285
5. Определяется влагосодержание поступающих в сушилку и
выходящих газов:
j	9Нр + ТУр + £^п	кг воды
1 ~ £ + 1_Ар_9Нр — 17р ’ кг сухого газа ’	'	'
___ р (9НР-|-TVP-|-£do)Я1—Да	кг воды	177)
2~ р-	—дР — 9Нр—TVP) ’ кг сухого газа ‘ k '
6.	Определяются объемы газов на входе в сушилку и выходе
из нее:
У, =S14' (Z + l—Ар—9НР—Wp), №/ч;	(178)
Уа = s2A' (L-J-l—Ар—9Нр—1Ур), м9/ч.	(179)
По объему поступающих и отходящих газов определяются ско-
рости потока газа в начале и конце сушилки.
7.	Определяется по формуле (168) относительная влажность от-
ходящих газов и сравнивается с допустимой (если влажность отходя-
щих газов ограйичена какими-либо условиями).
8.	Определяется общее количество воздуха для сушки, количе-
ство воздуха, подаваемое в топку и в смеситель. Расчеты ведутся по
формулам:
VB = A'L, м3/ч-,	(180)
Г, - а ЛЪ,- °	, м,/ч.	(181)
VC~VB—VT, м3/ч.	(182)
Порядок расчета труб-сушилок. Для опреде-
ления размеров и числа труб-сушилок первоначально производится
тепловой расчет по такой же методике, как и для барабанных суши-
лок. Далее выбирается скорость движения газов и определяется
диаметр трубы-сушилки. Скорость движения дымовых газов в любом
сечении трубы не должна быть меньше 1,2 v', где v' — скорость паде-
ния в газовой среде наиболее крупных частиц материала, опреде-
ляется по формуле
v' = 5,221/~— , м)сек,
Г Y
(183)
где d — диаметр наибольших частиц, мм\
б — плотность частиц, г/сл3;
у — плотность газа, кг!м3.
286	Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Таким образом, скорость газа в любом сечении трубы должна
удовлетворять условию
рг>6,26'|/-^-,	(184)
где vr — скорость потока газа, м/сек',
6,26 = 1,2 • 5,22.
Для повышения эффективности работы сушилки желательно
брать высокие скорости потока газа на входе в сушилку т— в преде-
лах 40—70 м/сек.
Плотность дымового газа подсчитывается по формуле
7? (1+d)	, з
Y 760^ ’ Кг,М ’
где В — давление, мм рт. ст.
Диаметр трубы-сушилки определяется по формуле
(185)
(186)
V 3600л vr
При определении диаметра трубы в формулу (186) следует под-
ставлять три значения скорости потока газа: наименьшую допусти-
мую на входе в трубу, определяемую по формуле (184); наименьшую
допустимую на выходе из трубы, определяемую по той же формуле;
желательную на входе в трубу, определяемую из условий эффективной
работы сушилки (40—70 м/сек). Из трех полученных значений диа-
метра трубы следует выбрать наименьшее. По условию обеспечения
равномерной скорости газа в сечении трубы ее диаметр не должен
превышать 1,1 м. Если наименьший расчетный диаметр получается
более 1,1 м, то это означает, что нужно установить две или большее
число труб-сушилок.
Высота трубы определяется по формуле
Я «= 4<?(Д1~Да) .	(187)
w л D2	'	'
Дымососы выбираются на производительность, в 1,2 раза
большую объема газов на выходе из сушилки. Выбор дымососов про-
изводится по их техническим характеристикам.
Определение размеров подовой сушилки
производится по нормам удельной нагрузки. При сушке флотацион-
ных сульфидных концентратов с начальной влажностью 16% до
влажности 4—6% удельная производительность подовых сушилок
по твердому составляет около 0,9 т/л2 • сутки.
Производительность конвейерных суши-
лок и грохотов-сушилок принимается по техническим
характеристикам.
Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания
287
§ 12. Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания
Для пылеулавливания применяются сухие центробежные пыле-
уловители (циклоны и батарейные циклоны), мокрые пылеуловители,
тканевые рукавные фильтры и электрофильтры.
В зависимости от концентрации пыли в очищаемом газе (воздухе)
и ее ценности применяются один, два или три приема пулеулавли-
вания. Так, например, аспирационный воздух цехов сухого дробле-
ния имеет невысокую концентрацию сравнительно малоценной пыли.
Поэтому его очистка производится в один или в два приема. При
очистке воздуха в один прием используются аппараты, дающие
высокую степень улавливания пыли.
На Кировской апатито-нефелиновой обогатительной фабрике
очистка аспирационного воздуха дробильных отделений, содержа-
щего 30—60 г/л»3 пыли, производится в один прием в пенных филь-
трах, работающих с эффективностью около 99% [72]. Для очистки
аспирационного воздуха на асбестообогатительных фабриках в один
прием рекомендуется установка электрофильтров, тканевых рукав-
ных фильтров или пенных фильтров, а при очистке в два приема —
установка простых или батарейных циклонов в первом приеме
и циклонов-промывателей во втором приеме.
Дымовые газы, получаемые при сушке концентратов, характе-
ризуются большим содержанием пыли и высокой ее ценностью.
Поэтому очистка таких газов производится в два или в три приема
с установкой высокоэффективных пылеуловителей в последних
приемах. Например, газы, получаемые при сушке апатитового кон-
центрата на Кировской обогатительной фабрике, очищаются после-
довательно в циклонах, электрофильтрах и скрубберах с насадкой.
При очистке сушильных газов в скрубберах одновременно исполь-
зуется их тепло, так как шламовая вода из скрубберов подается в ме-
ханические классификаторы для подогрева поступающей на флота-
цию пульпы.
Простые и батарейные сухие циклоны эф-
фективно улавливают лишь грубую пыль, содержащую частицы круп-
ностью от 10 мк и выше.
Данные о степени улавливания фракций пыли различной круп-
ности в циклонах приведены в табл. 73. Средневзвешенная степень
улавливания пыли в циклонах составляет 60—80%.
Вследствие плохого улавливания мелкой пыли простые и бата-
рейные циклоны не могут применяться в качестве единственных
аппаратов для обеспыливания выбрасываемых в атмосферу газов.
Эти аппараты устанавливаются только в первом приеме обеспыли-
вания с целью улавливания из газа наиболее крупных фракций пыли
и понижения ее концентрации перед окончательной очисткой газа.
Их применяют также для улавливания пыли из циркулирующего
воздуха при работе пневматических отсадочных машин и сепараторов
по замкнутой воздушной системе.
288
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Таблица 73
Ориентировочные значения степени улавливания отдельных фракций
ныли различной крупности в простых и батарейных циклонах [24]
Тип циклона	Диаметр циклона или циклонного элемента, мм	Условный диаметр частиц фракции, мк		
		5	10	15
		Степ	ень улавливай	ия, %
Простой	800	50	85	97,5
»	400	70	80	98,5
»	200	85	95	99,0
Батарейный	250	72	84	93,0
»	150	78	88	95,0
»	100	82	91	96,0
Примечание. Условный диаметр частиц пыли подсчитывается по формуле
<3=6 • 104/з 6, где d—условный диаметр, мк; в—удельная поверхность фракции, сиа/г;
6 — плотность твердой фазы, г/см3. Удельная поверхность определяется опытным путем
или подсчитывается по результатам ситового анализа с учетом формы частиц.
Технические характеристики простых и батарейных циклонов
приведены в приложениях 37, 38, 39.
Мокрые пылеуловители по принципу действия и
конструкции можно подразделить на четыре группы — инерцион-
ные циклонного типа, инерционные с орошаемыми насадками, пен-
ные фильтры, высокоскоростные. Эти пылеуловители можно приме-
нять только для нецементирующейся пыли.
Инерционные мокрые пылеуловители ц ик- ,
лонного типа. Поступающий в аппарат очищаемый газ по-
лучает вращательное и одновременно поступательное движение.
В пленочных аппаратах этой группы пыль улавливается пленкой
воды, стекающей по внутренней поверхности циклона, а в комбини-
рованных аппаратах — пленкой и мелкими капельками воды. К мок-
рым пылеуловителям циклонного типа относятся центробежные
скрубберы ЦС-ВТИ и прутковые промыватели МП-ВТИ (приложе-
ние 40), мокрые циклоны ЛИОТ, циклоны-промыватели СИОТ,
проточный мокрый промыватель ПМ и другие.
Инерционные пылеуловители с орошаемыми на-
садками в зависимости от особенностей их конструкции получили
различные наименования — пленочные пылеуловители с вертикаль-
ной насадкой, скрубберы с насадкой, мокрые фильтры, камеры мок-
рой очистки, пылеуловители шахтного типа и др. В аппаратах этой
группы запыленный газ обтекает смоченные поверхности насадки,
меняя при этом много раз направление своего движения. Частицы
пыли, стремящиеся по инерции двигаться прямолинейно, сталки-
ваются с мокрой поверхностью насадки и удаляются пленкой сте-
кающей воды.
Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания
289
Для насадки применяются тела различной формы и величины —
деревянные рейки, вертикальные металлические колонки, металли-
ческие перфорированные перегородки, керамические кольца и спи-
ральные цилиндры, различные кусковатые материалы и др. Насадка
орошается водой, подаваемой обычно через брызгала и форсунки.
Расход воды зависит от типа насадки и колеблется в пределах 5—
20 м3/ч на 1 м2 сечения скруббера или шахты. Роль насадки играют
и капельки разбрызгиваемой воды, обтекаемые газом. Аппараты
с поступательным движением газа через водяную завесу из капелек
воды работают менее удовлетворительно, чем пылеуловители с на-
садками. Это объясняется малой скоростью обтекания газом водя-
ных капель и значительным их выносом струей газа.
Эффективность пылезадержапия в инерционных пылеуловителях
с насадкой возрастает при уменьшении крупности насадки и уве-
личении толщины ее слоя, но одновременно при этом возрастает гид-
равлическое сопротивление пылеуловителя. Орошение должно быть
достаточным для смачивания всей поверхности насадки и предупре-
ждения залипания ее пылью. Для каждого типа насадки существует
оптимальная скорость движения газа, при которой достигается наи-
лучшая степень очистки газа.
Пыль крупностью частиц меньше 1—3 мк мокрыми инерционными
пылеуловителями извлекается плохо, так как для таких малых
частиц силы инерции играют небольшую роль по сравнению с силами
вязкостного сопротивления среды, увлекающей частицы при обте-
кании насадки.
Иперционные пылеуловители с орошаемой насадкой могут при-
меняться при очистке аспирационного воздуха в один прием и в ка-
честве вторичных пылеулавливающих устройств при очистке аспи-
рационного воздуха и сушильных газов в два приема.
Достоинства пылеуловителей с орошаемой насадкой по сравнению
с электрофильтрами и рукавными фильтрами состоят в их простоте
и дешевизне. Недостаток пылеуловителей — худшая очистка газа
и необходимость периодической очистки насадки.
Пенные фильтры. Запыленный газ проходит в аппарате
через горизонтальную перфорированную перегородку (решетку)
и образуемый на ней слой пены. Оптимальная скорость потока газа,
отнесенная ко всей площади решетки, лежит в пределах 1,5—
2,5 м/сек, а отнесенная к площади живого сечения решетки — G—
13 м/сек.
Эти фильтры пашли применение на обогатительных фабриках
для очистки аспирационного воздуха в один прием и в последних
приемах очистки сушильных газов.
По сравнению с другими мокрыми пылеуловителями пенные
фильтры дешевы, дают высокую степень очистки газа от пыли круп-
нее 2—3 мк, просты и надежны в эксплуатации, имеют относительно
небольшое гидравлическое сопротивление (60—120 мм вод. ст.).
Недостатки фильтров — при неравномерном давлении газа под
19 Заказ 760.
290
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
решеткой могут образовываться местные прорывы слоя пены, что
приводит к понижению степени очистки газа; для сохранения
оптимальной высоты и наилучшей структуры пены необходим по-
стоянный дебит газа.
Высокоскоростные пылеуловители. Вода в аппарате взбрызги-
вается в турбулентный поток газа, движущегося с большой ско-
ростью — 80—100 м/сек. Вследствие высокой турбулентности по-
тока газа происходит интенсивная диспергация воды и обтекание
мельчайших капель воды газом. Газы, прошедшие скоростной распы-
литель, поступают в скруббер или мокрый циклон.
Скоростные пылеуловители дают высокую степень очистки газа.
Недостатки их — повышенный износ горловины при пропускании
запыленных газов с большой скоростью, повышенное гидравличе-
ское сопротивление аппарата.
Из перечисленных мокрых пылеуловителей на рудообогатитель-
ных фабриках наиболее часто применяются пенные пылеуловители
и скрубберы с орошаемой насадкой, а на углеобогатительных фаб-
риках — центробежные скрубберы ВТИ.
Ориентировочные технологические показатели мокрых пыле-
уловителей приведены в табл. 74.
Рукавные фильтры. Для удовлетворительной работы
фильтров необходимо, чтобы рабочая температура очищаемого газа
была выше точки росы, температура газа при использовании хлопча-
тобумажной ткани не превышала 60—65° С, а при шерстяной ткани —
80—90° С, очищаемые газы не были агрессивными по отношению
к применяемой фильтровальной ткани.
Рукавные фильтры дают высокую степень очистки газов, дости-
гающую 99%. Недостатки фильтров — при прорывах ткани пони-
жается очистка газа, сравнительная сложность конструкции и высо-
кая стоимость, трудоемкость ухода за тканью, высокое гидравличе-
ское сопротивление ткани [24, 96 ].
Вследствие указанных ограничений и недостатков рукавные
фильтры редко применяются на рудообогатительных фабриках
с мокрым процессом обогащения. Газы сушильных установок имеют
высокое влагосодержание и низкую точку росы, поэтому рукавные
фильтры для очистки сушильных газов устанавливать не следует.
При пневматическом обогащении угля с применением замкнутой воз-
душной схемы циркулирующий воздух обычно очищается от пыли
в циклонах. Для создания во всей воздушной системе небольшого
вакуума часть воздуха отсасывается из системы отдельным вентиля-
тором и выбрасывается в атмосферу. Для очистки этой части воздуха
могут применяться рукавные фильтры. Они могут также применяться
для очистки запыленного воздуха в один прием на асбестообогати-
тельных фабриках.
Электрофильтры отличаются высокой степенью улавли-
вания пыли, достигающей 99% и выше, эффективно улавливают тон-
кую пыль, содержащую частицы крупностью до 0,1 мк, могут быть
Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания
291
Таблица 74
Ориентировочные технологические показатели
мокрых пылеуловителей [24, 25, 27, 50, 72, 96]
Типы пылеуловителей	Степень ОЧИСТКИ газа, %	Скорость потока газа, м! сек		Расход воды, л/мз газа	Гидравли- ческое со- против- ление, мм во0. ст.
		на вхо- де в ап- парат	во всем сечении аппарата		
Мокрые циклоны Л НОТ Циклопы - промыватели	До 90-93	18—23	4—5	0,07—1,3	50—80
сиот 	 Центробежный скруббер	До 95—98	18	—	0,04-0,06	50—80
ВТИ 	 Прутковый промыватель	85-97	15—25	4—5,5	0,10—0,12	80—90
мп-вти 		90-95	12-15	4-4,5	0,09—0,16	80—90
Пылеуловитель ПМ . . Пленочный пылеулови- тель с вертикальной	До 95—98	14-20	3—3,5	0,05—0,10	450*
насадкой 	 Скруббер с деревянной	85—92		4—6 (в живом сечении)	0,2-0,8	15—20
насадкой	 Мокрые фильтры с на- садкой из керамиче- ских колец и спираль-	92-98		1,2		50—60
вых цилиндров . . .	До 95—98	—	1 — 1,2	9—18 м3/м2-ч	**
Пенные фильтры . . .	До 97—99	—	1,5-2,0	0,25-1,0	50—120
* Напор установленного вентилятора
** Гидравлическое сопротивление подсчитывается по формуле Н = <р г2 у I, где v —
скорость газа во всем сечении аппарата, .м/сек; у —плотность гааа, кг/мз; / — высота
слоя насадки, м; ф = 12 для колец 50X50X5; Ф = 2 для колец 80X80X8, Ф = 1,0 для
колец 100X100X10 jmm.
применены для очистки газов с широким диапазоном химического
состава, температуры и относительной влажности, обладают высо-
кой производительностью одного агрегата, достигающей в дымовых
электрофильтрах 500 тыс. м3 газа в час, при небольшом гидравли-
ческом сопротивлении (10—20 мм вод. ст.), малом потреблении энер-
гии (0,15—0,5 кет  ч/тыс. л3), низкой стоимости эксплуатации.
Недостатки электрофильтров — высокие капитальные затраты
на установку и большие их габаритные размеры [51].
Электрофильтры следует применять при необходимости тщатель-
ной очистки большого количества газов, содержащих тонкую, цен-
ную или токсичную пыль.
Отечественной промышленностью выпускаются для улавливания
взрывоопасной угольной пыли электрофильтры типа УВП (угольный,
вертикальный, пластинчатый), а для улавливания невоспламепя-
ющейся пыли из газов сушильных барабанов и очистки аеппрацион-
19*
292
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
кого воздуха — пластинчатые фильтры типов Ц (цементный) и ГП
(горизонтальный пластинчатый). Электрофильтры типа Ц выпуска-
ются с двумя и тремя полями, а типа ГП — только с тремя полями.
Запыленность поступающего газа в фильтры должна быть не выше
40—50 гЛи3. Степень очистки газа в двухпольных фильтрах дости-
гает 97% ив трехпольных — 99%.
Технические характеристики электрофильтров приведены в при-
ложениях 41, 42.
Определение производительности и гидравлического сопротивления
пылеуловителей
Производительность циклонов подсчитывается
по формуле
Q = ЗбООкМг,	(188)
где Q — производительность по поступающему газу, л3/ч;
v — скорость газа во входном патрубке, м/сек;
Ьи h — ширина и высота входного патрубка, м.
Скорость газа во входном патрубке для циклонов СИОТ прини-
мается 18 м!сек, для циклопов НИИОГАЗ, ЛИСТ и простых конус-
ных— 20—25 м/сек [96]. Значения Ъ и h (пли площадь сечения
входного патрубка) берутся из технических характеристик.
Гидравлическое сопротивление простых циклонов определяется
по формуле
Я = -2^-,	(189)
где Я — гидравлическое сопротивление, мм вод. ст.;
<р — коэффициент сопротивления, отнесенный к скорости газа
во входном патрубке (безразмерная величина);
у — плотность газа в рабочем состоянии, кг/м3;
v — скорость газа во входном патрубке, м/сек;
g — ускорение силы тяжести, м/сек2.
Значения <р для циклонов равны: НИИОГАЗ ЦИ-15 — 2,92;
ЛИСТ — 2,8; СИОТ — 4,2; простых конических — 2,8.
Плотность дымовых газов в зависимости от влагосодержапия,
температуры и давления подсчитывается по формулам (167) и (185),
плотность воздуха в зависимости от температуры и давления (без
учета влагосодержании) подсчитывается по формуле
1,293 В	0,464 В	,3
^7^7=^'^’	(190>
где В — давление, мм рт. ст.;
t — температура, град.
Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания
293
При выборе размера циклона необходимо учитывать, что в цикло-
нах меньших размеров улавливание пыли будет происходить лучше,
чем в циклоне большого диаметра. Однако приходится принимать во
внимание и конструктивные соображения, так как слишком большое
число мелких аппаратов неудобно для размещения их и вызывает
затруднения в равномерном распределении газа по отдельным цик-
лонам. Число циклонов в одном агрегате по условию распределения
газа не должно быть больше 8. В противном случае следует выбрать
батарейный циклон. Обычно число циклонов или число их агрегатов
определяется количеством пылевыделяющих аппаратов, например
числом сушильных барабанов.
Если число циклонов выбрано по конструктивным соображениям,
то в соответствии с формулой (188) определяется площадь сечения
входного патрубка и по пей выбирается размер циклонов. Если же
по условиям лучшего улавливания пыли выбран диаметр циклона,
то подсчитывается его производительность, после чего определяется
общее число циклопов, подлежащих установке.
Производительность батарейных цикло-
нов
<? = 3600п^^-,	(191)
Где Q — производительность по поступающему газу в рабочем
состоянии, Л13/ч;
п — число элементов в циклоне;
D — диаметр элемента, м;
v — скорость движения газа в элементе (3—4 м/сек).
Гидравлическое сопротивление батарейных циклонов подсчиты-
вается по формуле (189), причем коэффициент сопротивления отно-
сится к скорости движения газа в элементах. Подставляя значение
v из формулы (189) в формулу (191) и решая ее относительно п, по-
лучим
(192)
Сопротивление батарейного циклона Н рекомендуется по эконо-
мическим условиям принимать 50—60 мм вод. ст. Внутренний диа-
метр элементов обычно равен 0,25, реже 0,15 м. Коэффициент гидра-
влического сопротивления для циклонных элементов с направля-
ющим винтом <р == 85, для циклонных элементов с направляющей
розеткой при угле наклона лопастей 25° — <р = 90 и при угле
30° _ ср = 65 [51, 96].
По формуле (192) можно подсчитать необходимое число элементов
при известных Q, D, Н и у или производительность Q при известных
п, D, Н и у.
294
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Производительность мокрых пылеулови-
телем берется из технических характеристик пли подсчитывается
по формуле
Q = 3600/п, мР/ч,	(193)
где F — для пылеуловителей циклонного типа — площадь вход-
ного отверстия, а для других мокрых пылеуловителей —
площадь всего сечения аппарата, №;
v — для пылеуловителей циклонного типа — скорость потока
газа на входе, а для других мокрых пылеуловителей —
скорость отнесенная ко всему сечению аппарата, м/сек.
Средние значения скорости v и гидравлическое сопротивление Н
для мокрых пылеуловителей указаны в табл. 74. При известных ко-
эффициентах гидравлического сопротивления значение Н подсчиты-
вается по формуле (189).
Коэффициент гидравлического сопротивления для центробежных
скрубберов ВТИ изменяется от 3,38 при диаметре 0,6 м до 2,87 при
диаметре 1,0 м и до 2,65 при 1,5 м.
Рукавные фильтры. Площадь фильтрующей поверх-
ности подсчитывается по формуле
<i9i>
где к — коэффициент (равный 1,3—1,4), учитывающий подсосы
воздуха и воздух, добавляемый при продувке рукавов
фильтра;
Q — требуемая производительность по газу в рабочем состоя-
нии, л<3/ч;
v — скорость прохождения газа через ткань, отнесенная ко
всей фильтрующей ее поверхности, м/сек.
Скорость газа при фильтровании аспирационного воздуха и
воздуха, отсасываемого из системы при пневматическом обогащении,
принимается v = 0,04—0,05 м/сек [96].
Электрофильтры. Для выбора электрофильтров сначала
подсчитывается общая потребная площадь сечения фильтров, а затем
определяется их число в зависимости от выбранного размера. Под-
счет площади сечения фильтров производится по формуле .
где Q — объем очищаемого газа в рабочем состоянии, м3/ч\
v — допустимая скорость движения газов, м/сек.
Скорость движения газов для фильтров, применяемых на обога-
тительных фабриках, принимается 0,7—0,9 м/сек [51 ]. Число полей
выбирается в зависимости от требуемой степени очистки. Обычно
для очистки сушильных газов устанавливаются двухпольные или
трехпольные фильтры.
Выбор и расчет оборудования для отбора и разделки проб 295
§13. Выбор и расчет оборудования для отбора и разделки проб
Для отбора проб от сухих кусковых материалов применяют ков-
шовые и скиповые пробоотбпратели или пробоотбпратели с переме-
щающимся желобом, а для отбора проб пульп и мелких сыпучих
материалов — пробоотбиратели с прямолинейным возвратно-посту-
пательпым движением отсекающего ножа (приложения 43, 44).
Пробоотбиратели должны удовлетворять следующим требова-
ниям: расстояние между стенками отсекающего устройства (т. е.
ширина ковша, ширина щели ножа, ширина желоба) должно быть
в 2,5—3 раза больше размера наибольших кусков в опробуемом ма-
териале; длина отсекающего устройства должна быть больше тол-
щины (высоты) пересекаемого потока материала; длина хода отсека-
ющего устройства должна быть больше ширины пересекаемого потока
материала; емкость ковша должна быть на 25—30% больше объема
порции пробы, отбираемой за одну отсечку; пробоотбиратель должен
обеспечивать требуемую степень сокращения пробы.
Вес порций, отбираемых в пробу за одну отсечку и за один час,
соответственно равен:
Qb
= 3600а! ’ К8’
 <197>
где Q — производительность опробуемого потока материала, т/ч;
b — расстояние между стенками отсекающего устройства, мм;
v — скорость движения отсекающего устройства, м/сек;
N — число отсечек в час.
Степень сокращения, равная отношению производительности
опробуемого потока материала в единицу времени к весу пробы,
отбираемой за то же время, определяется по формуле
3,6 • 10®а
s= bN
Зная производительность потока материала Q за период опро-
бования (например, за смену) и вес пробы, отбираемой за тот же
период, находят требуемую степень сокращения s = Q/ q, далее
в зависимости от требуемой степени сокращения и физических
свойств опробуемого материала по табл. 75 выбирается тип пробо-
отбирателя.
Для пульпы наиболее пригодны винтовые пробоотбиратели типа
АП. Цепные пробоотбиратели института Механобр типа 47-ОП
предназначены для отбора проб от мощных потоков пульпы с шири-
ной струи до 1200 мм и высотой до 300 мм.
Для механизированной разделки проб при большом их перво-
начальном весе устраиваются механизированные проборазделочные
станции, устанавливаемые вблизи мест отбора проб. Проборазде-
296
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
Таблица 75
Технологическая характеристика пробоотбирателей
Тип лробоотбирателя	Ширина между стенками отсекате- ля, мм	Опробуемый мате- риал		Число отсечек порций пробы за час	Степень сокращения
		Характе- ристика по влаж- ности	Наиболь- шая круп- ность, мм		
Ковшовый с приводом от лебедки комбината Северопикель ....	700	Сухой	250	1—30	250—1 500
Автоматический скре- перный ПАС ....	150—400	Влажный	150					
Ковшовый горизонталь- ный ПК-ЗМ		200-450	Сухой	150	4—15	670-10000
Ковшовый наклонный Южгипрошахта . . .	200-450	»	70—150	4-15	1250-8400
С перемещающимся же- лобом 		200—450	»	150	6—27	640—2 900
Ковшовый 26-ОП . . .	250	»	75	1-12	730—4 300
Секторные 34-ОП и 35-ОП		Пере-	»	15-30	1800—	10-20
Цепной 33-ОП		менная 50	»	15	2400 1—12	2800—17 О00
Цепной 33-011		2-8	Пульпа	0,7—3	1-12	18000—420 000
Винтовой ПАГ ....	2-8	»	0,7—3	1-12	11000—400 000
Виптовой АП, типы I и II		2-12	»	0,7-4	1—12	11000—400000
Винтовой АП, тип III	50	Сухой	15	1—12	2 700—16000
Цепные 46-ОП и 47-ОП	3-8	Пульпа	1-3	1,5 ибо-	11000—18000
Винтовой ОПП-1 . . .	3-8	»	1-3	лее 2—4	80000—420000
Цепные 1-ОП-1, 2-ОП-1	120-250	Сухой	40—100	1,5 ибо-	400—5000
				лее	
Примечания: 1. Пробоотбиратели, предназначенные для пульпы, могут рабо-
тать также на мелких сыпучих материалах.
2. Пробоотбиратели ПАС рекомендуется применять для отбора проб от влажных
продуктов на ленточных конвейерах.
л очная станция включает бункер, в который поступает отобранная
проба, и оборудование для дробления и сокращения пробы. Первый
прием дробления крупных проб производится в малых щековых,
конусных или молотковых дробилках, второй — в дробилках типа
кофейной мельницы и гладких валках. После дробления и сокраще-
ния начальной пробы получается лабораторная проба крупностью
от 0,5—0 до 3—0 люи, весом 0,2—0,8 кг, которая поступает в фабрич-
ную лабораторию для приготовления аналитической пробы.
Для механизации разделки крупных проб углей сконструи-
рованы специальные пробораэделочные машины и установки (при-
ложение 45).
Основные положения по выбору емкости бункеров и складов
297
§ 14.	Основные положения по выбору емкости бункеров и
складов
Бункера на обогатительных фабриках имеют различное назначе-
ние. Приемные бункера предназначены для разгрузки доставляемого
на обогатительную фабрику сырья. Аккумулирующие (буферные)
бункера устраиваются между отдельными цехами фабрики для ком-
пенсации различий в производительности и в графике работы от-
дельных ее цехов и обеспечения независимости работы одного цеха
от другого, а также для шихтовки различных сортов полезного иско-
паемого в требуемых соотношениях. Распределительные бункера слу-
жат для равномерного распределения продукта по нескольким одно-
типным аппаратам. Эти бункера при некотором увеличении их
емкости могут быть аккумулирующими, например перед мельни-
цами на флотационных обогатительных фабриках. Погрузочные бун-
кера сооружаются для быстрой погрузки продуктов обогащения
в железнодорожные вагоны или другого рода транспортные сосуды,
обеспечивая независимость работы обогатительной фабрики от вне-
фабричного транспорта. Обезвоживающие бункера служат для обез-
воживания продуктов обогащения и одновременно для их погрузки.
Емкость приемных бункеров зависит от органи-
зации доставки полезного ископаемого на обогатительную фабрику,
организации работы дробильного цеха и от наибольшего размера ку-
сков в ископаемом. Если размер наибольших кусков превышает 400—
500 мм, то устройство приемных бункеров значительной емкости
вызвало бы большие капитальные затраты. Поэтому при крупноку-
сковой руде приемный бункер устраивается возможно малой
емкости.
По нормам технологического проектирования, разработанным
институтом Механобр, для рудообогатительных фабрик принимаются
следующие емкости приемных бункеров: при большой производи-
тельности дробильного цеха, работающего синхронно с рудником,
бункер проектируется на минимальную емкость, определяемую
размерами откаточных сосудов; при руде крупностью не более 400 мм
и производительности до 250 т/сутки емкость бункера берется на
8—16-часовую производительность цеха, но не свыше 150 т; при
руде той же крупности и производительности до 1000 т/сутки
емкость бункера назначается на 4—8-часовую производительность
цеха, но не свыше 300 т.
Емкость аккумулирующих бункеров опреде-
ляется производительностью и графиком работы смежных цехов. По-
требная емкость промежуточного бункера подсчитывается по формуле
G = Q„tnk,	(199)
где G — емкость бункера, тп;
<2Ц — производительность цеха, меньшего по своей произво-
дительности, т/ч;
298
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
tji — максимальное избыточное число часов работы меньшего
по производительности цеха в промежуток времени между
остановкой и последующим пуском цеха с большей произво-
дительностью;
к — коэффициент запаса (1,2—1,3).
При использовании аккумулирующих бункеров одновременно
и в качестве шихтовочных емкостей бункера для каждого сорта по-
лезного ископаемого подсчитывается также по формуле (199), зна-
чения G, ta и к следует относить к рассматриваемому сорту руды.
По нормам института Механобр установлены следующие емкости
для аккумулирующих бункеров: при синхронной работе цехов
крупного, среднего и мелкого дробления встроенные в здания
цехов среднего и мелкого дробления бункера не должны играть
роль аккумулирующих, эти бункера могут служить только как рас-
пределительные бункера; при тех же синхронных условиях работы
цехов емкость отдельно стоящих перед корпусами среднего и мелкого
дробления аккумулирующих бункеров принимается не более чем
на 8-часовую производительность, а в случае несинхронной работы —
не более чем на суточную производительность цеха; емкость акку-
мулирующего бункера в цехе обогащения принимается на 36-часовую
производительность цеха. При наличии аккумулирующих бункеров
в цехах среднего и мелкого дробления емкость бункера в цехе обо-
гащения может быть уменьшена, но при условии одинакового числа
рабочих дней в неделю цехов мелкого дробления и обогащения.
Емкость аккумулирующих бункеров при проектировании угле-
обогатительных фабрик принимается в пределах 3 — 6-часовой про-
изводительности фабрики, причем для центральных и групповых фаб-
рик емкость бункеров берется больше, чем для фабрик при шахтах.
Для обеспечения равномерного питания перед некоторыми аппа-
ратами, например отсадочными машинами, часто устанавливают
индивидуальные дозировочные бункера. Емкость таких бункеров
берется равной примерно получасовой производительности аппарата.
Емкость распределительных бункеров.
Минимальная емкость ячеек распределительного бункера опреде-
ляется суммарной производительностью одновременно работающих
аппаратов, подключенных к данной ячейке, и промежутком времени
между загрузкой ячейки рудой. При загрузке распределительного
бункера с помощью непрерывно двигающейся сбрасывающей тележки
или реверсивного конвейера продолжительность одного цикла за-
грузки бункера будет
7 = -^,	(200)
где Т — продолжительность одного цикла, ч;
L — длина бункера, м‘,
v — скорость перемещения тележки или реверсивного кон-
вейера, м/ч.
Основные положения по выбору емкости бункеров и складов
299
Если число ячеек равно п, то продолжительность загрузки одной
ячейки в каждом цикле будет t' — Т : п, откуда определяется время
перерыва между загрузкой ячейки рудой ta (для крайних ячеек):
<2М>
Потребная емкость каждой ячейки G' и общая емкость рас-
пределительного бункера определяются по формулам:
G' = Qptak =	(1 -4) .	(202)
G - nG' = 2<?р£(п-1)А ,	(203)
где G’ — емкость одной ячейки, т;
Qp — скорость разгрузки руды из ячейки, равная суммарной
производительности одновременно работающих аппа-
ратов, подключенных к ячейке, т/ч;
к — коэффициент запаса.
Формула (203) дает минимальный объем ячейки при условии
непрерывной работы загрузочной сбрасывающей тележки. Обычно
такой режим работы не применяется, кроме того, распределитель-
ный бункер является в известной мере и аккумулирующим. Поэтому
емкость распределительных бупкеров желательно иметь не менее
чем на получасовую производительность данного цеха.
По нормам института Механобр распределительные бункера
проектируются на минимальную емкость, определяемую конструк-
тивными соображениями. Однако емкость этих бункеров не
должна быть меньше рассчитанной по формуле (203).
Емкость погрузочных бункеров. При отправке
потребителям продуктов обогащения в железнодорожных вагонах
емкость погрузочных бункеров и фронт погрузки должны обеспечи-
вать погрузку железнодорожных составов в установленные сроки,
а при отправке продуктов маршрутными составами продолжитель-
ность погрузки одного маршрута (или одной подачи вагонов) должна
быть согласована с управлением железной дороги. Для предприя-
тий угольной промышленности принимается, что время погрузки
железнодорожного состава не должно превышать 2 ч.
При нормальной подаче железнодорожных вагонов под погрузку
емкость погрузочных бункеров определяется из условия, чтобы
выдаваемый обогатительной фабрикой продукт мог быть погружен
в вагоны без направления его на склад. Необходимая емкость по-
грузочных бункеров с учетом коэффициента неравномерности по-
ступления продуктов в бункер и возможности опоздания в подаче
вагонов на t часов определяется по формуле
G6 = m(zG + tQ — t'Q),	(204)
где Ga — емкость погрузочного бункера, т;
т — коэффициент неравномерности подачи продукта в бункер
(М,15);
300
Выбор и расчет основного обогатительного оборудования
z — число вагонов в составе;
G — грузоподъемность одного вагона, т;
t — возможное время опоздания в подаче состава, ч;
t' — продолжительность погрузки одного состава, ч;
Q — производительность фабрики по готовому продукту, т/ч.
При наличии на обогатительной фабрике складов готового про-
дукта с механизированной обратной подачей продукта в погрузоч-
ный бункер или непосредственно в железнодорожные вагоны емкость
погрузочного бункера может быть уменьшена, при этом фабрика
часть времени будет работать через склад. Это вызывает излишние
затраты при эксплуатации, но уменьшает капиталовложения на
строительство обогатительной фабрики.
Емкость складов. Склады на обогатительных фабриках
устраиваются для обеспечения непрерывной работы фабрики в слу-
чае длительных перерывов в подаче исходного сырья или в отгрузке
продуктов обогащения, а также с целью усреднения сырья и концен-
тратов.
Храпение прибывающей с рудника крупнокусковой руды на
складах неудобно вследствие затруднительной разгрузки склада.
Поэтому если рудник выдает руду в кусках больших размеров
(свыше 300 мм), то обычно перед поступлением на склад ее подвер-
гают крупному, а иногда и среднему дроблению.
Склады концентратов па обогатительных фабриках устраиваются
в тех случаях, когда концентраты приходится отправлять на дале-
кие расстояния или когда необходимо их усреднение. Если кон-
центрат используется па предприятии, расположенном рядом с обо-
гатительной фабрикой, то склады концентрата при фабрике обычно
не устраивают. В этом случае необходимый запас концентрата
создается в бункерах или на складах самого предприятия.
Емкость складов определяется в зависимости от длительности воз-
можных перерывов в доставке полезного ископаемого на обогатитель-
ную фабрику и в подаче вагонов или другого транспорта для отправки
готовых продуктов. При обогащении углей, подлежащих рассорти-
ровке, на склад направляется несортированный уголь. Склады сор-
товой продукции для таких углей не устраиваются. Емкость складов
угля принимается в зависимости от местных условий, при этом дол-
жна предусматриваться возможность расширения склада. Склады
руды по нормам института Механобр допускаются в районах Крайнего
Севера, однако включение пх в проект требует в каждом случае спе-
циального технико-экономического обоснования. По этим же нормам
допускается строительство складов для концентратов рудообогати-
тельных фабрик с максимальной емкостью не свыше 5 — 15-суточной
производительности фабрики по отгружаемой продукции, причем
меньшая цифра относится к фабрикам большой, а большая —
к фабрикам малой производительности.
Глава VI
генеральный план обогатительной фабрики
§ 1. Выбор площадки для строительства фабрики
Могут быть три варианта расположения обогатительной фабрики
по отношению к месторождению полезного ископаемого и к заводу —
потребителю концентратов: при месторождении, между месторожде-
нием и заводом, при заводе.
По расходам на транспорт наиболее экономичен вариант распо-
ложения обогатительной фабрики при месторождении, особенно
в тех случаях, когда выход концентрата относительно невелик.
В случае обогащения богатых полезных ископаемых, дающих
большие выходы концентратов, может оказаться более выгодным
расположение обогатительной фабрики при заводе по следующим
причинам: тарифы на перевозку концентратов выше, чем на пере-
возку руды; при перевозке мелких концентратов потери ценного
компонента в пути увеличиваются по сравнению с потерями при
перевозке руды; возможно уменьшение емкости бункеров и складов
для готовых концентратов; в ряде случаев возможно отказаться
от сушки концентратов или только подсушивать их.
При административном п территориальном объединении обога-
тительной фабрики с рудником или заводом сокращаются управлен-
ческие расходы и затраты на организацию водоснабжения, электро-
снабжения, ремонта оборудования, материального снабжения, а так-
же на культурно-бытовое и коммунальное обслуживание трудящихся.
Поэтому если по условиям топографии, водоснабжения или по
каким-либо другим причинам невозможно расположить обогатитель-
ную фабрику на самом руднике или на площадке завода, то все же
выгоднее ее построить на небольшом от пих расстоянии.
Наивыгоднейшее расположение центральной обогатительной фаб-
рики, получающей сырье из нескольких рудников, определяется из
условий минимальных расходов на транспорт исходного сырья и кон-
центратов.
Если рудник расположен высоко над источником водоснабжения,
то часто обогатительную фабрику выгоднее располагать не на руд-
нике, а у источников водоснабжения, с тем чтобы избежать подъема
па значительную высоту большого количества воды. Удаленно
302
Генеральный план обогатительной фабрики
и размещение мокрых мелких хвостов наиболее дешево обходится
в тех случаях, когда по условиям рельефа имеется возможность
самотечного их транспорта, а предназначенная под хвостохранилище
площадка имеет форму впадины, позволяющей создать хвостовой
бассейн достаточной емкости при минимальном объеме искусствен-
ных ограждений.
При расположении обогатительной фабрики на наклонной пло-
щадке возможно в большей мере использовать самотечный транспорт
и тем самым уменьшить капитальные затраты и эксплуатационные
расходы, одпако стоимость фабричных зданий при этом несколько
возрастает.
Чем больше потери в высоте при прохождении продуктов обога-
щения через отдельные аппараты и чем круче требуемые уклоны
транспортирующих желобов, тем больший уклон местности необ-
ходим для обеспечения самотечного транспорта продуктов. Напри-
мер, для осуществления самотечного транспорта па дробильно-сор-
тировочных, промывочных и гравитационных обогатительных фаб-
риках, где в отдельные операции поступают крупные или зернистые
продукты, требуется значительно больший уклон местности, чем
в цехах топкого измельчения и флотации, где потери высоты при
прохождении пульпы через мельницы, классификаторы, флотацион-
ные машины, а также при ее транспорте по желобам незначительны
по сравнению с потерей высоты при прохождении кусковатого мате-
риала через дробилки, грохоты, отсадочные машины, перегрузочные
желоба и воронки.
Обогатительные фабрики, позволяющие применить самотечный
транспорт продуктов обогащения, наиболее экономично располагать
на площадке, допускающей дешевую доставку руды в верхнюю
первичную операцию и дальнейшее самотечное движение продуктов
через все последующие операции обработки. Оптимальный уклон
фабричной площадки при замкнутых схемах обработки должен обес-
печить самотечное движение продуктов через операции обработки
для главных потоков, несущих основную массу материала. При
большом количестве оборотных продуктов преимущества площадок
с крутым уклоном сводятся к минимуму.
Наблюдение за работой механизмов и их обслуживание при рас-
положении оборудования обогатительной фабрики па разных' этажах
затруднены. С этом точки зрения площадки с крутыми уклонами
для строительства фабрики нежелательны. Наоборот, дренаж фаб-
рики и естественное освещение ее зданий облегчаются при достаточ-
ном уклоне фабричной площадки.
Для строительства флотационных фабрик желательно иметь
площадку с переменным уклоном — крутым для цеха сухого дро-
бления и умеренным уклоном (10—15°) для цехов измельчения и фло-
тации.
Для строительства гравитационных фабрик, применяющих от-
крытые схемы обработки или схемы с небольшим количеством обо-
Выбор площадки для строительства фабрики
303
ротных продуктов, желательно иметь площадки со значительным
уклоном в целях создания самотечного транспорта продуктов.
Прп горизонтальной местности это достигается в многоэтажном зда-
нии при подъеме исходного сырья на верхний этаж обогатительной
фабрики. Для строительства гравитационных фабрик, перерабаты-
вающих топковкрапленные касситеритовые и вольфрамовые руды
по сложным схемам с большим количеством оборотных продуктов,
желательно, как и для флотационных фабрик, иметь площадку с пере-
менным уклоном — более крутым для цеха дробления и мепее крутым
для цехов измельчения и обогащения.
При сухой магнитной сепарации желательно для фабрики иметь
площадку с крутым уклоном или многоэтажное здание, а при мокрой
сепарации наиболее выгодной будет площадка с переменным укло-
ном, переходящая от крутого к более пологому.
В целях снижения стоимости строительства размеры территории
обогатительной фабрики принимаются минимально необходимыми
с учетом рациональной плотности застройки и блокировки (объеди-
нения) зданий. Не допускаются излишние резервные площади и пре-
увеличенные разрывы между зданиями.
Размеры площадки и ее конфигурация должны допускать разме-
щение зданий и сооружений в соответствии с ходом технологического
процесса обогатительной фабрики, а также и возможность расшире-
ния фабрики, если оно предусматривается заданием на проектиро-
вание.
Площадка должна удобно присоединяться к ближайшей железно-
дорожной станции или близрасположенпому подъездному пути либо
автомобильной дороге, иметь по возможности ровную поверхность,
чтобы планировка ее не требовала больших объемов земляных работ.
При строительстве обогатительной фабрики па наклонных пло-
щадках необходимо выбирать под фабрику участок по возможности
с прямолинейными горизонталями. Уступы фабрики в этом случае
должны идти параллельно горизонталям местности.
Площадка должна иметь хотя бы минимальный уклон 0,004,
иначе опа будет заболочиваться поверхностными водами. Грунты
ее должны допускать строительство зданий и сооружений без устрой-
ства дорогостоящих оснований (уровень грунтовых вод должен быть
по возможности ниже глубины устройства подземных помещений,
галерей и т. п.). Площадка не должна затопляться паводковыми
водами и находиться над местами залегания полезных ископаемых
или в зонах обрушения от подземных выработок, а также па закарсто-
ванных или оползневых участках. Не следует выбирать площадку,
расположенную в непроветриваемой котловине.
По возможности площадка обогатительной фабрики должна
располагаться вблизи населенного пункта и существующих сетей
энерго- и водоснабжения или вблизи других намеченных к строитель-
ству предприятий, с которыми фабрику целесообразно кооперировать
для устройства дорог, электростанций, водопровода, канализации
304
Генеральный план обогатительной фабрики
и других инженерных сетей, жилищного и культурно-бытового строи-
тельства.
Обогатительные фабрики, как предприятия, выделяющие произ-
водственные вредности (дым, пыль, шум), надлежит располагать
по отношению к ближайшему жилому району с подветренной стороны
для господствующих ветров и отделять от границ жилых районов
санитарно-защитными зонами (разрывами).
Хвостохранилище при высыхании также может быть источником
запыления поселка и территории обогатительной фабрики. Поэтому
лучше его располагать по отношению к фабрике и поселку с подвет-
ренной стороны.
На основании действующих санитарных норм проектирования
обогатительные фабрики, не имеющие цехов сушки, относятся к III
классу предприятий, требующих защитную зону шириной 300 м,
а фабрики с цехами сушки — ко II классу с защитной зоной шириной
500 м [97].
В санитарной защитной зоне допустимо размещать пожарные
депо, бани, прачечные, гаражи, склады, административные служеб-
ные здания, торговые здания, столовые, амбулатории и т. п., а также
жилые здания для аварийного персонала и охраны. Территория
санитарно-защитной зоны должна быть благоустроена и озеленена.
Выбор площадки и проведение изысканий и обследований па месте
входят в комплекс работ по составлению проектного задания [46].
Исходными данными для обследования площадки обогатительной
фабрики и изысканий являются следующие показатели:
состав цехов фабрики, категория вредности, площадь и конфигу-
рация основных цехов, необходимая территория;
число трудящихся, расчетное количество населения поселка
при фабрике;
грузооборот, виды и количество сырья (руды), материалов, то-
плива, физическая и химическая характеристика (крупность, состав,
разбавление) и количество получаемых хвостов;
потребность в воде и требования к ее качеству, количество и ха-
рактер сточных вод (стоки с хвостохранилища);
энергопотребление (кет  ч в год), максимальные нагрузки;
потребность в паре п горячей воде.
Некоторые укрупненные показатели по обогатительным фабри-
кам приведены в табл. 76.
После всестороннего изучения района строительства обогатитель-
ной фабрики на топографической карте намечается несколько воз-
можных площадок для ее размещения, которые обследуются на месте
комиссией, включающей специалистов — технологов-обогатите-
лей, строителей, геологов, транспортников, энергетиков, экономи-
стов, а также представителей строительной организации, которая
будет строить фабрику, и представителей местных организаций.
В результате выбирается один вариант для проработки его в объ-
еме проектного задания.
Выбор^площадки для строительства фабрики
305
Таблица 76
Укрупненные технические показатели по обогатительным фабрикам
(для предварительного выбора площадки строительства, составлены
по данным института Механобр)
1.	Потребная площадь территории для размещения обогатительной фаб-
рики (без хвостового хозяйства, но включая вспомогательные цехи и склады):
флотационные фабрики для медных и полиметаллических руд производи-
тельностью:
ОТ	100	до 500 т/сутки . . . .		. . . 0,75—1,5	га
»	500	» 1000	» ....	. . .	1,5-4	»
»	1 000	» 5 000	>> ....	. . .	4-10	»
	5 000	» 10 000	» ....	. . .	10—20	»
»	10 000	» 15 000	» . . . .	. . .	20-35	»
магнитообогатителъные фабрики для железных руд при тонком измельче-
нии производительностью:
до 8000 т/сутки........................ 25	га
8 000 до	18 000	»	  25—35	»
18 000 »	27 000	»	  35—45	»
27 000 »	35000	»	  45—65	»
гравитационные обогатительные фабрики с отсадкой и концентрацией на
столах производительностью:
до 3000 т/сутки.........................до	12 га
2.	Удельный общий расход энергии по обогатительной фабрике:
флотационные фабрики с механическими флотационными машинами при
получении одного и двух концентратов и измельчении до 70—80%—0,074 мм:
______кет -ч/m руды_______
1 концентрат 2 концентрата
от 100 до 500 т/сутки ............ 45—40	60—50
1000 » 5 000	»	...	.	40—35	45—40
5 000 » 10 000	»	....... 35—25	40—30
10 000 » 15000	»	....... 25—20	30—25
магнитообогатителъные фабрики для железных руд при тонком измельче-
нии:
до 8000	т/сутки . . .	...	25 кет - ч/т
8 000—18 000	» ...	25—22	»
18 000—27 000	» ...	. . . 22—20	»
27 000—35 000	» ...	. . . 20—15 * »
3.	Удельный расход воды:
флотационные фабрики (без оборотной воды)............. 3—5 м3/т
магнитообогатителъные фабрики при тонком измельчении 3—6	»
в том числе свежей воды........................... 1,5—3	»
гравитационные фабрики с отсадкой, концентрацией ца сто-
4.	Производительность труда на одного трудящегося:
флотационные фабрики:
до 500 т/сутки ........	400—2000 т/год
от 1000 до 10 000 т/сутки . . . 2 500—7 000	»
свыше 10 000	»	... 8000—15000	»
20 Заказ 760.
306
Генеральный план обогатительной фабрики
Продолжение табл. 76
магнитообогатителъные фабрики для железных руд при тонком измельче-
нии:
До 8000 т/сутки.............
8 000—18 000 т/сутки\......
18000—27 000	»	.......
свыше 27 000	»	.......
6000—7 000 т/год
7 000—12 000	»
12000-15 000	»
15000—18 000	»
Примечание. Производительность труда изменяется с течением времени в сто-
рону повышения благодаря введению более совершенной механизации, автоматизации
производства и т. д. Поэтому приведенные вдесь цифры производительности могут слу-
жить как весьма ориентировочные для определения общего числа трудящихся на обога-
тительной фабрике, без учета общезаводского персонала.
Топографическая съемка плана территории площадки обогати-
тельной фабрики выполняется в масштабе 1 : 2000 или 1 : 1000 с го-
ризонталями сечением через 2 м для масштаба 1 : 2000 и через 1 м
для масштаба 1 : 1000, а при слабо выраженном рельефе — через
0,5 м. Площадка для жилпоселка снимается в масштабе 1 : 5000.
Инженерно-геологическая съемка дополняется разведочными ра-
ботами и исследованиями свойств грунтов и грунтовых вод.
В части хвостового хозяйства, при гидравлической укладке хвос-
тов, на первой стадии проектирования обычно намечается общее тех-
ническое решение и уточняется объем необходимых изысканий для
последующей стадии проектирования.
Для принятия окончательного решения о пригодности намечаемой
для строительства обогатительной фабрики площадки следует раз-
работать схематический генеральный план, который составляется
применительно к габаритам цехов и корпусов аналогичных действу-
ющих обогатительных фабрик.
§ 2. Основные схемы размещения оборудования
При проектировании обогатительных фабрик применяют две ос-
новные схемы размещения оборудования — многоэтажную и уступ-
чато-одноэтажную.
При многоэтажной схеме последующие по технологическому про-
цессу аппараты размещаются на нижнем этаже по сравнению с преды-
дущими аппаратами. Многоэтажная схема применима для любого
уклона площадки обогатительной фабрики. При крутом уклоне
площадки исходное сырье доставляется в приемные устройства,
располагаемые на верхних этажах. В случае горизонтальной или
слабонаклонной площадки приемные устройства, как правило, за-
глубляются в землю и сырье на верхний этаж фабрики поднимается
наклонными ленточными конвейерами или элеваторами. Если фаб-
рика располагается при шахте, то иногда увеличивают высоту копра
и поднимают руду на 50—60 м над уровнем поверхности земли,
а дробильное отделение размещают в многоэтажном здании при копре
шахты.
Основные схемы размещения оборудования
307
При уступчато-одноэтажной схеме аппараты размещаются на
отдельных уступах, идущих параллельно горизонталям местности.
Аппараты смещаются в вертикальном и горизонтальном направле-
ниях по линии падения местности. Вся аппаратура устанавливается
на низких фундаментах или перекрытиях. Здания получаются одно-
этажными, но с разными отметками полов.
Кроме этих двух основных схем размещения оборудования может
применяться третья схема — комбинированная, когда одна часть
оборудования устанавливается по первой, а другая часть — по вто-
рой схемам.
При горизонтальной площадке обогатительной фабрики возможно
размещение оборудования на одинаковых отметках (одноэтажная
схема). Но для самотечного транспортирования продуктов обогаще-
ния из аппарата в аппарат рациональнее располагать их на площад-
ках с разными отметками, т. е. по уступчато-одноэтажной схеме.
Поэтому одноэтажная схема здесь применяется редко.
При любой схеме размещения оборудования цепь аппаратов под-
разделяется на отдельные компоновочные узлы, т. е. группы аппара-
тов, располагаемых близко один к другому и связанных самотечным
транспортом или короткими конвейерами. Каждый компоновочный
узел характеризуется определенной разностью отметок начальной
и конечной точек узла и его можно перемещать в плане и по высоте
как единое целое.
Отдельные компоновочные узлы связываются ленточными кон-
вейерами, элеваторами, насосами или желобами.
Два компоновочных узла схематически показаны на рис. 66.
Первый узел включает приемный бункер 2, в который разгру-
жается руда из вагонов 1, пластинчатые питатели 3 и сборный гори-
зонтальный конвейер 4. Второй узел состоит из колосникового гро-
хота 6, конусной дробилки 7 и приемного конвейера 8. Эти два узла
связаны промежуточным транспортирующим конвейером 5 (или эле-
ватором).
Найдем длину I горизонтальной проекции промежуточного кон-
вейера, показывающую величину горизонтального смещения второго
узла относительно первого. Обозначим через Нг — общую потерю
высоты в первом узле, равную разности менаду верхней (головка
рельса) и нижней (ось нижнего барабана конвейера 5) отметками
этого узла. Соответственно общая потеря высоты во втором узле
Н2 будет равна разности между верхней (ось верхнего барабана кон-
вейера 5) и нижней (ось нижнего барабана конвейера 8) отметками
второго узла. За условную нулевую отметку первого узла примем
отметку точки В, т. е. точки пересечения вертикали АВ, проходящей
через центр нижнего барабана конвейера 5, с линией уклона мест-
ности. За нулевую отметку второго узла принимаем отметку точки D.
Через ht обозначим величину заглубления нижней отметки и через
— высоту подъема верхней отметки первого узла относительно
условного горизонта. Соответствующие величины для второго узла
20*
308	Генеральный план обогатительной фабрики
обозначим через Л2 и /г2, а углы подъема промежуточного конвейера
и падения площадки — через а и (3.
Тогда из рис. 66 следует:
(Я1+Яа)-(<+*)
tga + tgP
Величина горизонтального смещения позволяет решить вопрос
о числе зданий для размещения данных узлов обогатительной фаб-
Рис. 66. Схема расположения двух компоновочных узлов
рики. Если горизонтальное смещение между узлами невелико, то
их следует размещать в одном здании; при большом горизонтальном
смещении узлы размещаются в отдельных зданиях или же компо-
нуются в одном здании, но для подъема продуктов обогащения при-
меняют два марша ленточных конвейеров, вынесенных за пределы
здания.
Для экономного использования площади зданий необходимо
уменьшать величину горизонтального смещения между узлами.
Этого можно достигнуть путем увеличения значения hx (подъема
первого узла), увеличения h2 (заглубления второго узла по отноше-
нию к первому узлу), увеличения угла а (применения транспортных
устройств, допускающих большие углы подъема, например элевато-
Основные схемы размещения оборудования
309
ров пли насосов). В целях более полного использования уклона мест-
ности последующие по технологическому процессу узлы следует сме-
щать внпз по линии ее падения, а оси связывающих их конвейеров
располагать в вертикальной плоскости, проходящей через линию
падения.
При небольших уклонах площадки обогатительной фабрики
с целью уплотнения генерального плана и сближения или объедине-
ния корпусов фабрики часто оказывается выгодным применять
двухмаршевую или трехмаршевую систему конвейеров, вынесенных
в направлении, перпендикулярном падению местности.
При выборе схемы размещения оборудования необходимо руко-
водствоваться следующими положениями:
тяжелое оборудование — крупные дробилки, мельницы — сле-
дует устанавливать на низких фундаментах, как правило, не связан-
ных со стенами здания;
цехи с большими пролетами, обслуживаемые мостовыми кра-
нами, — строить в один этаж;
однотипные аппараты, устанавливаемые в большом количестве
на значительной площади пола, — размещать в одноэтажном зда-
нии, так как установка таких аппаратов на разных этажах менее
удобна для обслуживания и требует при замкнутых схемах обработки
подъема промпродуктов на некоторую высоту.
При обработке по замкнутым схемам мелких, разбавленных водой
продуктов многоэтажная схема становится невыгодной из-за высоких
затрат на внутрицеховой транспорт. Это объясняется тем, что потеря
высоты при передаче продуктов из вышестоящего аппарата в ниже-
стоящий при многоэтажной компоновке больше, чем при передаче
продуктов пологими желобами в аппараты, расположенные по усту-
пам.
Главные корпуса флотационных фабрик большой и средней
производительности обычно компонуют по уступчато-одноэтажной
схеме, так как для этих фабрик характерны большие площади цехов
измельчения, флотации и сгущения, малые уклоны транспортиру-
ющих желобов и большие количества оборотных продуктов. В от-
дельных пролетах корпусов возможна двухэтажная компоновка.
Для флотационных фабрик малой производительности применяются
уступчато-этажная и многоэтажная схемы размещения оборудо-
вания.
Гравитационные фабрики, предназначенные для обогащения ка-
менных углей и марганцевых руд отсадкой, а также промывочно-
гравитационные фабрики для марганцевых руд характеризуются
применением легкого дробильного оборудования (зубчатых валков,
молотковых дробилок), сравнительно небольшими площадями цехов
дробления, грохочения и отсадки, крутыми уклонами транспорти-
рующих желобов и небольшими выходами оборотных продуктов.
При этих условиях обычно рациональна многоэтажная схема раз-
мещения оборудования.
310
Генеральный план обогатительной фабрики
Магнитообогатительные фабрики с мокрой сепарацией тонко-
вкрапленных руд компонуются как флотационные фабрики. Обога-
тительные фабрики, перерабатывающие крупновкрапленпые маг-
нетитовые руды сухой магнитной сепарацией, сравнимы с грави-
тационными фабриками, т. е. обычно компонуются по многоэтажной
схеме.
Для промывочных фабрик применимы обе схемы компоновки.
При горизонтальной или слабонаклонной площадке фабрики чаще
применяется многоэтажная схема, а при крутопадающей площадке —
уступчато-одноэтажная.
Гравитационные обогатительные фабрики для мелковкраплен-
ных руд редких металлов обычно компонуются по уступчато-одно-
этажной схеме. При крупном материале может оказаться более
выгодной комбинированная схема компоновки.
Многоэтажную схему применяют в условиях стесненной площадки
для уплотнения генплана, а также когда под фабричными зданиями
оставляют целики полезного ископаемого (углеобогатительные фаб-
рики при шахтах).
§ 3. Состав обогатительных фабрик и принципы проектирования
генеральных планов
К производственным цехам и отделениям обогатительной фабрики,
непосредственно связанным с обработкой исходного сырья, отно-
сятся: отделение приема сырья, цех крупного дробления, дозировоч-
но-аккумулирующие бункера, склады сырья, цех среднего и мелкого
дробления, цех (отделение) измельчения, цех (отделение) обогаще-
ния, цех обезвоживания, цех сушки, склады готовой продукции,
отделение погрузки готовой продукции (для ценных концентратов
также отделение упаковки), цех удаления и складирования хвостов,
шламовые отстойники.
Вспомогательные цехи, отделы и службы фабрики — водоснаб-
жение, электроснабжение, реагентное отделение, ремонтный цех,
склады запасных частей, материалов и топлива, котельная, отдел
технического контроля, научно-исследовательская и химическая
лаборатории, управление фабрикой и административно-хозяйствен-
ная служба.
В отдельных случаях некоторые цехи и службы могут оказаться
ненужными или же они включаются в состав других цехов либо
отделов. Например, на углеобогатительных фабриках уголь, как
правило, подвергается лишь крупному дроблению, среднее дробле-
ние применяется только для промпродукта, а операции тонкого
измельчения совсем отсутствуют.
Иногда нет необходимости в аварийных складах сырья и готовых
продуктов. На обогатительных фабриках, располагаемых на площад-
ках металлургических заводов, нередко можно исключить сушку
концентратов. Такие фабрики часто обслуживаются общезаводскими
механическими мастерскими и лабораторией и снабжаются водой,
Принципы проектирования генеральных планов
311
паром и энергией от общезаводских сетей, поэтому сокращается число
вспомогательных цехов фабрики. На фабриках малой производитель-
ности все аппараты устанавливаются в одном здании и подразделе-
ние фабрики на цехи не производится.
Генеральным планом обогатительной фабрики называется план
взаимного расположения зданий, цехов, сооружений, складов,
железнодорожных путей, безрельсовых дорог и других коммуникаций.
Проект генерального плана, как и проект всей обогатительной
фабрики, составляется в две стадии [46].
В стадии проектного задания записка и чертежи по площадке
строительства фабрики, генеральному плану и транспортному хо-
зяйству должны содержать следующие материалы: характеристику
и ситуационный план района, характеристику площадки строитель-
ства и совмещенный генеральный план обогатительной фабрики
с расположением проектируемых, существующих, реконструируе-
мых и подлежащих сносу зданий, сооружений и транспортных путей
с указанием возможного расширения фабрики. Генеральный план
выполняется с нанесением горизонталей и привязкой зданий к томо-
графической основе. Даются также вертикальная привязка основных
зданий и сооружений, ориентировочные объемы земляных работ,
грузооборот и организация транспортного хозяйства, основные по-
казатели по генеральному плану (площадь, занятая предприятием,
коэффициент застройки и др.).
В рабочих чертежах генерального плана дается уточненная при-
вязка зданий и сооружений с вертикальной планировкой и указа-
нием сетей подземного хозяйства, транспортных путей и других ком-
муникаций, озеленения и благоустройства территории.
При проектировании генерального плана учитываются следу-
ющие положения [33, 45]:
1.	Расположение цехов должно соответствовать требованиям тех-
нологического процесса. Материальные потоки должны направляться
по кратчайшим путям при наиболее рациональном использовании
рельефа местности.
2.	По возможности следует соблюдать принцип зонирования,
т. е. объединения на отдельных участках территории фабричной
площадки цехов и сооружений, связанных однородностью техноло-
гического процесса или общностью условий энергопотребления,
грузопотоков, пожарной безопасности, санитарно-гигиенических и др.
Обычно выделяются в особые зоны энергетические устройства —
ТЭЦ, общая котельная, а также здания административно-хозяйст-
венного назначения и бытового обслуживания. В некоторых случаях
удается выделить в зону материальные и другие склады.
3.	Приемные устройства для руды, погрузочные бункера для го-
товых продуктов, склады топлива и материалов должны распола-
гаться таким образом, чтобы протяженность железнодорожных путей
и необходимый для проведения путей объем земляных работ были
мпнима л ьнымп.
312
Генеральный план обогатительной фабрики
4.	Трансформаторные подстанции и распределительные пункты
должны располагаться по возможности ближе к главным потреби-
телям энергии.
5.	Вспомогательные цехи и склады следует располагать возможно
ближе к обслуживаемым ими основным цехам, например: ремонтные
мастерские и материальный склад, реагентная и склад реагентов.
6.	При размещении сооружений необходимо учитывать сани-
тарно-технические требования в отношении освещенности, венти-
ляции и т. д. Пыле- и газообразующие цехи должны размещаться
на границе фабричной площадки и с подветренной ее стороны.
7.	Генеральный план должен иметь четкое планировочное реше-
ние в отношении прямолинейности дорог и проездов, правильности
очертаний застройки. Корпуса рекомендуется размещать рядами
параллельно большой или малой оси фабричной площадки. Обычно
длинная ось площадки ориентируется параллельно горизонталям
естественного ее рельефа, так как при этом достигаются лучшие
условия связи между отдельными зданиями, уменьшается объем
земляных работ и т. д.
8.	Проезды и разрывы между зданиями, сооружениями и транс-
портом должны удовлетворять требованиям габаритов приближения
строений к путям транспорта, пожарным и санитарным условиям
и размещению инженерных сетей. Коммуникационные сети должны
быть по возможности прямолинейными. Недопустимо трубопроводы
располагать под дорогами, железнодорожными путями и вплотную
к ним.
9.	Следует Стремиться к наиболее компактному размещению зда-
ний и сооружений, избегать строительства большого количества
мелких зданий, объединяя их в одно здание (блок). Корпуса должны
иметь в плане простую форму.
10.	Следует стремиться к максимальному использованию фабрич-
ной площадки под застройку. Проектирование должно обеспечить
минимальные затраты на освоение площадки и благоприятные усло-
вия производства строительных работ. В случае необходимости учи-
тывается очередность строительства обогатительной фабрики и ее
расширение.
11.	При расположении корпусов следует учитывать гидрогеоло-
гические условия фабричной площадки.
12.	Территория обогатительной фабрики должна ограждаться
забором. Проходная размещается с учетом возможного сокращения
пути рабочих из поселка па фабрику. Контору фабрики жела-
тельно располагать по линии ограждения с тем, чтобы она имела
один свободный вход с внешней стороны и другой — с территории
фабрики.
Ниже приведены основные нормы и требования, которыми сле-
дует руководствоваться при проектировании генерального плана.
Противопожарные нормы и требования
(Н 102—54) [91]. Разрывы между зданиями обогатительной фабрики
Принципы проектирования генеральных планов
313
в зависимости от их огнестойкости должны быть в пределах 12—20 м,
а между зданиями и складами горючих реагентов и жидкого топлива —
30—50 м. К зданиям должен быть обеспечен подъезд не менее чем
с двух сторон вдоль всей его стороны.
Санитарные нормы и требования [97]. Цехи
и отделения обогатительной фабрики с повышенными выделениями
вредностей (пыли, дыма) должны располагаться с подветренной сто-
роны по отношению к другим ее объектам.
Подветренная сторона определяется по графику «Розы ветров»
теплого периода года, исходя из господствующего (преобладающего)
направления ветров (рис. 67).	f
На графике направление ветра опре-
деляется линией, направленной к центру
пересечения линий С-Ю и В-3, а про-
цент повторяемости или скорости	..	/к.
ветра — длиной этой линии.	/	[/\
Здания, однородные по сапитарпо-
гигиеническим признакам, следует рас- J---д—у-------------
полагать группами. Расположение зда-
ний и сооружений относительно стран
света и направления господствующих
ветров должно создавать наиболее бла-
гоприятные условия для естественного
освещения и проветривания помеще-
ний.
Санитарные разрывы между зда-
ниями, освещаемыми через окопные
проемы, должны быть не менее наиболь-
шей высоты до карниза противостоящих
зданий. Санитарные разрывы от откры-
тых складов угля и других пылящих
тельных зданий должны быть пе менее 20 м, а до административно-
конторских зданий — 50 м.
В состав бытовых помещений, размещаемых в производственных
цехах, входят: гардеробные, помещения для обезвреживания, сушки
и обеспыливания одежды, прачечные, уборные, умывальные, душе-
вые, а также буфеты и пр. Бытовые помещения располагают при
производственных цехах в виде отдельных пристроек. При располо-
жении бытовых помещений отдельно от отапливаемых производствен-
ных помещений для сообщения с ними в климатических районах с рас-
четной температурой для проектирования отоплепия —20° С и ниже
должны устраиваться теплые переходы. Для работающих в неота-
пливаемых производственных и складских помещениях гардероб-
ные, душевые и уборные могут располагаться в соседних зданиях,
теплые переходы в этих случаях не устраиваются.
На большинстве обогатительных фабрик, как предприятий не-
больших по площади, можно ограничиться устройством одной столо-
Ю
-----Повторяемость
-----Силаветра
Ряс. 67. График «Розы ветров»
(пример)
материалов до вспомога-
314
Генеральный план обогатительной фабрики
вой-заготовочной на предзаводской площадке и буфетов в бытовых
помещениях цехов.
Здравпункты размещаются в отдельных зданиях или в первых
этажах бытовых помещений.
Железнодорожный внутрифабричный
транспорт. Наиболее часто на обогатительных фабриках при-
меняется тупиковая схема железнодорожных путей, позволяющая
подводить пути к цехам на разных уровнях, что особенно важно
при расположении фабрик на наклонных площадках.
Рис. 68. Габариты приближения строений и недвиж-
ного состава:
а — для колеи 1524 мм; б — для колеи 750 мм
Уклоны железнодорожных путей не должны превышать 0,02,
в трудных условиях допускаются до 0,03. Радиусы закруглений
в плане назначаются возможно большими. Наименьший радиус
принимается 200 м.
Погрузочно-разгрузочные пути и пути сортировочных станций
должны располагаться на горизонтальных площадках, в трудных
условиях допускаются уклоны не круче 0,0025. Станционные и вы-
тяжные пути, как правило, располагаются на прямых участках,
в трудных условиях допускаются кривые участки пути радиусом
не менее 600 м для колеи 1524 мм и 300 м для колеи 750 мм. Погру-
зочно-разгрузочные пути не должны иметь кривых участков радиу-
сом менее 500 м.
Пути внутри зданий укладываются горизонтально, перед воро-
тами должна быть прямая горизонтальная вставка не менее длины
наиболее длинного вагона или платформы.
Габариты приближения строений и подвижного состава для
колеи 1524 мм установлены ОСТ 6435—39 и для колеи 750 мм —
ОСТ 10167-39 (рис. 68).
Нормальное расстояние между осями двух путей на прямых участ-
ках принимается 4100 мм для широкой и 3000 мм для узкой колеи.
Принципы проектирования генеральных планов
315
Внутрифабричные автодороги. Сеть автодорог
должна обеспечивать объезд кварталов со всех сторон и удобную
связь между производственными цехами и складами. Каждое здание
должно иметь подъезд не менее чем с двух сторон. Взаимные пересе-
чения дорог между собой, а также пересечения с железнодорожными
путями и примыкания дорог следует устраивать под углом 90°.
Число пересечений автодорог с железнодорожными путями должно
быть сведено к минимуму. Технические показатели для впутрифаб-
рпчных дорог приведены в табл. 77.
Таблица 77
Технические показатели внутрифабричных дорог (Н и ТУ 101-56)
Показатели	Единица измерения	Категории дорог		
		I	II	Ш
Интенсивность движения в одном направлении .........	Автомоби-	Более 100	100—15	Менее 15
Расчетная скорость движения . .	лей в час км/ч	40	30	20
Число полос движения		—	По расчету	2	2
Ширина полос движения ....	м	3—3,25	3	2,75
Наименьший радиус кривой до- роги в плане 		»	60	30	20
То же, на перекрестках в преде- лах застройки при преоблада- ющем движении двухосных ма- шин 		»	15	12	12
Наибольший продольный уклон дороги 		%	6	7	9*
* Продольный уклон на межцеховых дорогах III категории в особо трудных усло-
виях допускается увеличивать до 11%, кроме мест стоянки транспорта.
Автодороги на территории обогатительной фабрики, как правило,
относятся к III категории, за исключением рудовозных дорог,
категория которых определяется расчетом в зависимости от произ-
водительности фабрики.
Продольный профиль автодорог должен быть увязан с вертикаль-
ной планировкой фабричной площадки, с отметками железнодорож-
ных путей, полов цехов и складов.
Разрывы между зданиями для главных фабричных
улиц, определяемые из условий размещения коммуникаций, зон
озеленения и тротуаров, принимаются равными 20—30 м. Ширина
тротуаров обычно 1,5 м. Ширина полос для размещения коммуника-
ций приведена в табл. 78.
При составлении проекта вертикальной плани-
ровки зданий и сооружений решаются следующие задачи:
316
Генеральный план обогатительной фабрики
Таблица 78
Ориентировочная ширина полос для размещения надземных
и подземных коммуникаций
Коммуникации	Ширина полосы, м
Железнодорожные пути:	
нормальной колеи (1524 мм) 		6,0
узкой колеи (750 мм)		4,6—5,0
Безрельсовые дороги:	
магистральные 		9,0—12,0
межцеховые 			6,0—10,0
пожарные проезды 		6,0
Сети водопровода и канализации:	
при бестуннельной прокладке		1,5-2,5
при прокладке в туннелях	.	2,0—3,5
Сети теплофикации:	
надземные — на самостоятельных опорах ...	1,0—2,0
подземные при бестуннельной прокладке 		3.0—4,5
подземные при прокладке в туннелях		4,5-6,0
Сети электроснабжения и связи:	
кабельные		0,8—1,5
при прокладке в каналах 		1,5-2,5
Сети наружного освещения и связи		1,0
Высоковольтные линии электропередач		4,0—8,0
Сети сжатого воздуха, прокладываемые самостоятельно . . .	1,0—1,5
выбор наиболее выгодного расположения обогатительной фабрики
на плане местности с целью получения наименьшего объема земляных
работ, обеспечения водоотвода, наилучшего устройства коммуника-
ций; выбор отметок зданий и сооружений; проектирование в профиле
рельсовых и безрельсовых дорог, подземных сооружений и ком-
муникации.
Различают две схемы вертикальной планировки — бестерраспую
и террасную; первая схема применяется при равнинном характере
местности, часто используется для углеобогатительных фабрик,
располагаемых на горизонтальных и слабонаклонных площадках;
вторая схема применяется при значительном одностороннем уклоне
местности и используется для рудных обогатительных фабрик.
Террасное расположение обогатительной фабрики позволяет
уменьшить объем земляных работ, улучшает условия водоотвода.
Большое число террас осложняет строительство и ухудшает условия
эксплуатации фабрики. Уклоны железнодорожных путей, связыва-
ющих террасы, должны быть не более 0,005—0,012, а в трудных усло-
виях — до 0,020. При автотранспорте нежелательны уклоны, пре-
вышающие 0,03—0,06.
Связи площадки обогатительной фабрики с районом показы-
ваются на ситуационном плане района, выполняемом в масштабах
1 : 5000 - 1 : 10 000 - реже 1 : 25 000.
Принципы проектирования генеральных планов
317
Таблица 79
Условные обозначения на генеральных планах промышленных площадок
Наименование сооружений	Условные обозначе- ния				Примечания
1	2				3
Существующие и проекти- руемые здания и соору- жения Перспективное расширение сооружений Разбираемые здания Открытые склады руды, угля и пр. Озелененные полосы, до- рожки, тротуары Ограждения, вышки и во- рота Полоса отвода земель Откос террасы, подпорная стейка Существующие железнодо- рожные пути нормальной колеи Проектируемые железнодо- рожные пути узкой ко-					Проектируемые здания подту- шевываются на кальке ка- рандашом. Контуры зданий вычерчиваются жирными ли- ниями, границы пролетов — тонкими Жпрный пунктир
					
					
					
	—				
					Тонкие линии То же Наружная линия жирная, внутренняя—тонкая Жирпая линия Проектируемые пути вычерчи- ваются жирными линиями, существующие и разбирае- мые —тонкими
	L			ь	
		П с			
	1				
леи Железнодорожный путь в выемке Железнодорожный путь на насыпи	JULHUHL1!1				—
	1 Е 1	IjIiIiIiIiIi ТЛТПТП71 ня			
318
Генеральный план обогатительной фабрики
Продолжение табл. 79
Наименование сооружений	Условные обозначения	Примечания
1	2	3
Дороги с усовершенство- ванными покрытиями облегченного типа Дороги с покрытиями пе- реходного типа Производственный водопро- вод		Проектируемые дороги подту- шевываются на кальке ка- рандашом, вычерчиваются линиями средней толщины. Штриховка—топкими линия- ми С уществующий—тонкими ли- ниями,	проектируемый — жирными
		
Производственная канали-
зация
Воздушная сеть высокого
напряжения
Воздушная сеть низкого
напряжения
То же
Генеральные планы обогатительных фабрик для проектных зда-
ний выполняются в масштабе 1 : 1000 (для крупных предприятий —
больше 50 га — в масштабе 1 : 2000), в рабочих чертежах отдельные
части генплана выполняются в масштабе 1 : 500 — 1 : 200. Попереч-
ные профили по площадке составляются в масштабах: горизонталь-
ный 1 : 1000 — 1 : 500, вертикальный 1 : 200 — 1 : 100.
Наиболее употребительные условные обозначения для генпланов
приведены в табл. 79.
По проекту генерального плана составляются технико-экономи-
ческие показатели, характеризующие размеры зданий и сооружений,
объемы работ, капитальные затраты и эксплуатационные расходы.
Использование территории фабричной площадки оценивается коэф-
фициентами застройки и использования территории.
Коэффициентом застройки называется отношение
застроенной цехами, крытыми и открытыми складами площади к об-
щей площади территории фабричной площадки.
Коэффициентом использования террито-
рии называется отношение площади, использованной не только под
Принципы проектирования генеральных планов
319
застройку зданиями цехов и складов, но и занимаемой внутрифаб-
ричными железнодорожными путями, безрельсовыми дорогами, тро-
туарами, транспортными устройствами, подземными и наземными
коммуникациями, к общей площади территории фабричной площадки.
Как показал опыт проектирования рудных и углеобогатительных
фабрик, коэффициент застройки для них составляет 20—35% и коэф-
фициент использования территории 60—80% [25, 40].
Рпс. 69. Схема сооружений флотационной фабрики большой производи
тельностп
1 —рудовозные ж.-д. пути; 2' — корпус крупного дробления; 3— бункер крупнодробле-
ной руды; 4 — корпус среднего и мелкого дробления; 5 — корпус измельчения и фло-
тации; 6 — корпус приготовления реагентов и склад; 7 — склад горюче-смазочных
материалов; в — вулканизационная мастерская; 9 — компрессорная; 10 — склад тяжелого
оборудования; 11 — административно-бытовой корпус; 12 — галереи конвейеров;
13—реагентопровод; 14—шинопровод; 15 — теплые переходы; 16 — галерея кон-
центратопровода
Схема сооружений флотационной фабрики большой производи-
тельности показана на рис. 69 [71]. Дробление руды трехстадиаль-
ное. Руда поступает в опрокидных вагонах и разгружается непо-
средственно в дробилку. Площадка фабрики имеет небольшой уклон.
Рудовозные пути идут параллельно горизонталям местности на
высокой насыпи. Корпус крупного дробления частично заглублен
в землю. Крупнодробленая руда конвейерами подается в промежуточ-
ный бункер малой емкости, предназначенный в основном для распре-
деления руды. Из бункера руда питателями разгружается па три
конвейера, идущие в корпус среднего и мелкого дробления. В плане
галереи конвейеров расположены веерообразно, каждый конвейер
питает каскад из трех дробилок — одной конусной для среднего
320
Генеральный план обогатительной фабрики
дробления и двух короткоконусных. Перед дробилками установлены
грохоты. Дробленая руда собирается на общий конвейер и подается
в бункера главного корпуса, где размещены цехи измельчения
и флотации.
Рпс. 70. Схема сооружений магнитообогатптельноп фабрики большой про
I — рудовозные ж.-д. пути; г — корпус I и II стадий дробления; 3 — корпус приводных
пыл пункт для конусных дробилок; 4, 7 — перегрузочные узлы; 8 — склад мелкодробленой
11 — погрузочные бункера концентрата; 12 — административно-бытовой корпус; 13 — меха
апектроподстанция (открытая); 17— шинопровод;
Принципы проектирования генеральных планов
321
Общая схема размещения корпусов дробления отличается про-
стотой компоновки; от корпуса крупного дробления до бункеров
главного корпуса включено лишь семь конвейеров. Рудный ноток,
идущий из корпуса крупного дробления в направлении линии паде-
ния местности, после промежуточного бункера направляется парал-
лельно горизонталям и после корпуса среднего и мелкого дробле-
ния вновь идет по линии падения. Такое направление потоков руды
позволило сократить общую длину фабричной площадки по линии
падения.
В главном корпусе кроме оборудования измельчения и флотации
расположены большие сгустители для промпродуктов флотации.
Отделение обезвоживания концентрата размещено при фабрике
окомкования, концентратная пульпа транспортируется туда по
трубопроводу.
Схема сооружений магнитообогатительной фабрики большой про-
изводительности, перерабатывающей криворожские магнетитовые
/V—/V
изводптельности, перерабатывающей магнетитовые кварциты Кривого Рога:
станций конвейеров; 5 — корпус среднего и мелкого дробления (III и IV стадий), в — ремонт-
руды; 9 — корпус измельчения, обогащения, фильтрования; 10 — склад концентратов;
ническая прачечная; 14—вулканизационная мастерская; 15 — материальный склад; 1в —
18 — галереи конвейеров; 19 — теплые переходы
Заказ 760.
Рис. 71. Перспективный вид магнитообогатительной фабрики.
.к°р1Гус 1 и II стадий дробления; 2 — корпус приводных станций; 3 — корпус Ш и IVстадий дробления; 4 — перегрузочный
узел, 5 — главный корпус; в — склад концентрата; 7 — погрузочные бункера концентрата; з — склад дробленой руды- s —
административно-бытовой корпус
Генеральный план обогатительной фабрики	Принципы проектирования генеральных планов
Рис. 72. Генеральный план центральной обогатительной фабрики производительностью 650—750 т/ч, перера-
батывающей коксующиеся угли:
1 — яма для привозных углей; 2 — галерея от угольной ямы на аккумулирующие бункера; л — аккумулирующи бункера;
4 — тоннель-галерея от аккумулирующих бункеров на главный корпус обогатительной фабрики; 5 — главный корпус; 6 — га-
лерея от главного корпуса^ на погрузочный пункт продуктов обогащения и породы; 1 — погрузочный пункт продуктов обога-
щения; s — железнодорожные весы; 9 — мехзническая мастерская и материальный склад; 10 — контора и химическая лабо-
ратория; 11 — склад смазочных материалов, 12 — резервуар для воды; 13 — водонапорная башня; 14 — проходная будка
324
Генеральный план обогатительной фабрики
кварциты, показана на рис. 70 [68]. Дробление руды четырехста-
диальное. В корпусе крупного дробления две одинаковые секции,
в каждой из них установлены конусная дробилка крупного дробле-
ния 1500/180 и две конусные дробилки поддрабливания (редукцион-
ные 900/100). Высота перепада в узле крупного дробления и под-
драбливания от головки рельса рудовозных путей до конвейера
дробленой руды составляет 40 м. Рудовозные пути подняты на 15-ме-
тровой насыпи, заглубление корпуса (до низа фундаментов) составляет
около 30 м. В корпусе среднего и мелкого дробления (III и IV стадий)
имеется 4 каскада, каждый из которых состоит из одной дробилки
среднего дробления и двух короткоконуспых дробилок 2200 мм
мелкого дробления. Руда распределяется по каскадам через высоко
поднятый бункер. Здесь предусмотрена агрегатная система ремонта —
дробилки могут в собранном виде сниматься с фундамента краном
и ж.-д. платформой доставляться в ремонтный пункт, размещенный
в отдельном здании. Мелкодробленая руда конвейером подается
на'перегрузочный пункт, откуда может подаваться или в главный
корпус, или на склад руды.
В главном корпусе размещено оборудование измельчения, мокрой
магнитной сепарации и фильтрования концентрата. Главный корпус,
грейферный склад концентрата и погрузочные бункера на ж.-д.
путях связаны короткими конвейерами.
Обогатительная фабрика расположена на почти горизонтальной
площадке. Перспективный вид ее изображен на рис. 71 [41].
Генеральный план центральной обогатительной фабрики произ-
водительностью 650—750 т/ч, перерабатывающей коксующиеся угли
по схеме глубокого обогащения, показан на рис. 72. Фабрика распо-
ложена на горизонтальной площадке. Привозные угли разгружаются
при помощи вагоноопрокидывателей. Предусмотрена безбункерная
погрузка продуктов обогащения. Склады рядовых углей и продук-
тов обогащения отсутствуют, необходимые запасы создаются в ж.-д.
вагонах. Удаление отходов производится гидравлическим транспор-
том или они вывозятся в ж.-д. вагонах для дальнейшего использо-
вания. Все производственные отделения размещены в одном главном
корпусе. Территория фабричной площадки в пределах ограждения
1,95 га, коэффициент застройки 0,21 [25].
§ 4.	Хвостовое хозяйство
Т ранспортирование и укладка мокрых хвостов
Основной способ транспортирования и укладки мелких мокрых
хвостов включает гидравлический транспорт хвостовой пульпы от
обогатительной фабрики и сброс ее в естественный или искусственно
сооружаемый бассейн-хвостохранилище, где происходит осаждение
твердой фазы.
Этот способ имеет следующие достоинства: хвосты сохраняются
и их можно использовать в дальнейшем; хвосты складируются на
Xвостовое хозяйство
325
небольшой площадке; создаются благоприятные условия для освет-
ления сточных вод и их химической очистки перед сбросом в открытые
водоемы или использованием в качестве оборотной воды; облегчается
зимняя эксплуатация хвостохранилища при сбросе хвостовой пульпы
под лед.
Недостаток способа — необходимость возведения дорогостоящих
гидротехнических сооружений (дамбы, устройства для сброса освет-
ленной воды и др.).
Сброс хвостовой пульпы на пеогражденную поверхность с эста-
кад приводит к заиливанию больших площадей земли, затрудняет
вторичную разработку отвала хвостов и использование оборотной
воды, может вызвать загрязнение сточными водами рек и открытых
водоемов, создает большие затруднения в эксплуатации хвостохра-
нилища в зимнее время при образовании настылей пульпы.
Место под хвостохранилище выбирается на основании изучения
материалов топографических, инженерно-геологических и гидрогео-
логических изысканий. Если имеется несколько площадок для раз-
мещения хвостохранилища, то оптимальное решение находится
технико-экономическим сравнением конкурирующих вариантов.
При выборе площадки под хвостохранилище необходимо учиты-
вать следующие условия:
1.	Площадка должна быть достаточной для размещения хвостов
на все время эксплуатации обогатительной фабрики.
2.	Если в хвостах содержатся ценные компоненты, которые в бу-
дущем могут извлекаться, или если хвосты можно использовать в ка-
кой-либо отрасли промышленности (например, в химической, це-
ментной, для строительства), то необходимо предусматривать простой
способ отгрузки хвостов.
3.	Если ценность имеет только определенная фракция хвостов,
например зернистая, шламовая или представленная более тяжелыми
минералами, то следует предусмотреть попутное выделение ценной
фракции, отдельное ее хранение и возможность независимой отгрузки.
4.	Для упрощения и удешевления транспортирования хвостов
в хвостохранилище желательно, чтобы последнее располагалось
по отношению к обогатительной фабрике на более низких отмет-
ках.
5.	Для использования оборотной воды при расположении хвосто-
хранилища на большом расстоянии от обогатительной фабрики
или при значительной разности отметок между хвостохранилищем
и фабрикой может оказаться экономически выгодным устроить сгу-
щение хвостов вблизи фабрики.
6.	Наиболее выгодная форма рельефа местности для устройства
хвостохранилища — естественная впадина или долина, позволяю-
щая при небольшой длине ограждающей дамбы получить значитель-
ный по объему и поверхности бассейн.
7.	Разрыв между границами застроенных территорий и хвосто-
хранилищем должен быть не менее 250 ле [97].
326
Генеральный план обогатительной фабрики
8.	Осветленные воды из хвостохранилища желательно сбрасы-
вать в водоемы, которые не используются как источники водоснабже-
ния и не имеют рыбохозяйственного значения.
9.	Площадку для хвостохранилища следует увязать с суще-
ствующей и проектируемой застройкой данного района.
Общая схема удаления и складирования мокрых хвостов состоит
в следующем. По ограждающей хвостохранилище дамбе проклады-
вается разводящий пульпопровод, присоединяемый к главному
пульпопроводу, по которому хвостовая пульпа подается от обогати-
тельной фабрики. Разводящий пульпопровод имеет по длине через
1—2 м отверстия с насадками, через которые пульпа выпускается
в короткие желоба, направляющие ее в бассейн. Крупные фракции
хвостов осаждаются близко у конца желобов, а более мелкие отно-
сятся в глубь бассейна.
Осветленная вода отводится за пределы хвостохранилища через
сливные колодцы и трубу (коллектор), уложенную в ложе бассейна.
Как правило, плотина, ограждающая хвостохранилище, воз-
водится очередями. Сначала из местных грунтов возводится невысо-
кая (4—6 м) плотина первой очереди. Она образует бассейн, по ем-
кости достаточный для сброса хвостов в течение первой зимы эксплу-
атации обогатительной фабрики, а по площади зеркала осаждения
обеспечивающий осветление воды. Высота плотины первой очереди
должна быть примерно на 1 м выше уровня воды в бассейне. Для
возможности зимнего сброса хвостовой пульпы под лед следует учесть
толщину льда (до 1 л<) и предусмотреть метровый слой воды под льдом
до осевших хвостов [34, 44].
Необходимая емкость хвостохранилища V подсчитывается по
формуле
Qn Ms
Т]б (1 — т) '	’
где Q — вес укладываемых хвостов за год, ш;
п — число лет эксплуатации обогатительной фабрики;
т] — коэффициент заполнения хвостохранилища;
6 — плотность твердой фазы хвостов, т1м3',
т — пористость отложений хвостов, принимают в зависимости
от крупности их частиц:
(206)
Средневввешепнан крупность	Пористость т
частиц в хвостах • dCp, мм
£>0,15	0,38
0,15—0,10	0,42
0,10-0,06	0,45
	<0,06	0,5
* Средневзвешенная крупность частиц подсчитывается по гранулометри-
ческому анализу хвостов
j Т1(11+У2^2-|-Уз^з+ • • • +?П^П
Сер =	,
где dj — средний диаметр класса, лл;
yi — выход класса, %.
Хвостовое хозяйство
327
Коэффициент заполнения хвостохранилища Т] принимают в за-
висимости от объема хвостохранилища:
Объем хвостохранилища, млн. лиз	т)
<1,0	0,75
1—10	0,8
10—30	0,85
>30	0,90
Емкость хвостохраиилища, ограниченного дамбой в пределах
заданных горизонталей, подсчитывается по формуле
(207)
где V — емкость хвостохранилища, м3;
h — вертикальное расстояние между горизонталями (обычно
1 или 0,5 jh);
/п и /п+, — площади замкнутых контуров, ограниченных горизон-
талями с номерами п и п + 1 (определяются планиме-
трированием, рис. 73), м2.
По результатам расчета строятся кривые объемов (емкости)
и площадей хвостохранилища (рис. 74), а по этим кривым и ка-
лендарному плану укладки хвостов намечается высота первона-
чальной и конечной дамб хвостохранилища и план наращивания
дамбы по годам.
Если хвосты содержат до 60% материала —0,074 мм. то огражда-
ющие дамбы возводятся намывом из самих хвостов. При более тон-
ких хвостах устраивают смешанные дамбы — из местных песчаных
или песчано-гравелистых грунтов возводятся только дамбочки нара-
щивания.
В некоторых случаях производят классификацию хвостов на
дамбе в классификаторах или гидроциклонах, пески при этом ис-
пользуются для намыва дамбы, а сливы сбрасываются в бассейн.
Хвостохранилище заполняется в направлении от ограждающей
дамбы, крупные фракции, осаждающиеся вблизи дамбы, увеличи-
вают ее прочность. При большой площади хвостохранилища, для
полного его заполнения, сбрасывают хвосты по направлению к дамбе
со специальных эстакад, идущих внутрь бассейна.
В зимнее время следует сбрасывать пульпу под лед концентри-
рованно только из одного выпуска, иначе образуются наледи. Дамбу
в зимнее время, как правило, не намывают.
Сточные хвостовые воды флотационных фабрик после осветления
в хвостохранилище содержат реагенты, их без дополнительной
очистки нельзя спускать в открытые водоемы. Величины допустимых
328
Генеральный план обогатительной фабрики
загрязнений водоемов нормируются «Санитарными нормами проекти-
рования промышленных предприятий» (Н 101—54) и «Временными
правилами сброса сточных вод в рыбохозяйственные водоемы».
А Разрез по Водоспуску
А /'1 2	6	0
б	___\/~	1
Рис. 73. К подсчету емкости хвостохранилища:
АА — первое положение разводящих пульпопроводов; AjAi и А2А2 —
второе и третье положения; а — дамба; б — водоспускная труба; в —
водосливные нолодцы; а — магистральный шламопровод с фабрики
Состав сточных вод определяют при испытаниях руд. По отдельным
замерам на флотационных фабриках оказалось, что в сточные воды
переходит по отношению к загрузке в процесс реагенты: 2,5—3,5%
ксантогената, 5% аэрофлота, 50—90% соснового масла. После отстоя
Хвостовое хозяйство
329
воды в хвостохранилище содержание реагентов снижается, например
ксантогенатов и аэрофлота на 50—60%, цианидов на 15—20%,
фенолов на 60—80%.
Способы химической очистки сточных вод перед спуском их в открытые
водоемы должны разрабатываться в проектах на основе испытаний. Наиболее
дешевая очистка от цианидов достигается обработкой сточных вод железным
купоросом (образуется осадок цианистого железа); хлорной известью и желез-
ным купоросом с гашеной известью. В последнем случае из воды удаляются
также ионы тяжелых металлов. Для очистки от ксантогенатов, аэрофлота,
Рис. 74. Кривые объемов (емкости) и площадей хвостохранилища
соснового масла сточные воды обрабатывают хлорной известью. От керосина
и других эмульгированных нефтепродуктов сточные воды можно очищать фло-
тацией. Для этого стоки насыщаются воздухом, к пузырькам которого прили-
пают капельки нефтепродуктов, образующаяся при этом устойчивая пена уда-
ляется.
Транспортирование и укладка сухих хвостов
Выбор способа транспортирования и укладки сухих и крупных
обезвоженных хвостов мокрого обогащения зависит от количества
получаемых хвостов, физических свойств, рельефа площадки для
отвала хвостов и расстояния от обогатительной фабрики до отвала [18].
Отвалы сухих хвостов размещают вне территории обогатитель-
ной фабрики с соблюдением противопожарных и санитарных норм.
Например, для углеобогатительных фабрик рекомендуются следу-
ющие минимальные разрывы между отвалами породы и граж-
данскими и промышленными сооружениями [25, 55]: от населенного
пункта — 500 м, от ствола вентиляционной шахты — 80 м,
от линии электропередачи 3—6 кв — 100 м, 35 кв и выше — 300 м,
от шоссейных и гужевых дорог — 40 м, от административных
помещений и контор — 50 м, от вспомогательных зданий и соору-
жений — 20 м.
330
Генеральный план обогатительной фабрики
Рис. 75. Коноидальный отвал с однопутевой канатной откаткой хвостов (породы) в скипах, с хвостовым
канатом:
1 — загрузочное устройство для породы; 2 — скип; з — разгрузочная ферма; 4 — натяжное устройство башенного типа;
5 — двухбарабанная откаточная лебедка; 6 — хвостовые блоки; 7 — путевые ролики
Хвостовое хозяйство
331
Способы транспортирования и укладки хвостов выбираются
на основе технико-экономического сравнения возможных вариантов.
Наиболее часто в практике применяются:
1.	Транспортирование хвостов в скипах или вагонетках по на-
клонным рельсовым путям и сброс их в коноидальные отвалы
(терриконики, рис. 75).
Скип (вагонетка) с хвостами (породой) канатной откаткой подни-
мается по рельсовому пути на вершину отвала и опрокидывается
вперед на передвижной ферме. Угол подъема пути 20° и в некоторых
случаях 30°.
Перед отправкой в отвал хвосты накапливаются в бункерах,
а если они выделены мокрым процессом, то бункера служат также
для обезвоживания. Емкость бункеров обычно принимают на количе-
ство хвостов (породы), получаемое за смену, минимально за 2—3 ч
работы обогатительной фабрики. Для углеобогатительных фабрик
с мокрым процессом обогащения рекомендуется предусматривать
резервный отвал породы.
Производительность установки для транспортирования хвостов
(породы) при однопутевой откатке составляет 5—18 л3/ч и при двух-
путевой откатке 15—55 м3/ч. Емкость отвала обычно доводится
до 3—4 млн. л3; максимальная емкость отвала — до 45 млн. м3
при длине наклонного пути 600 м и угле подъема 30° [25].
Данный способ укладки хвостов применяется преимущественно
в условиях горизонтальной площадки отвала и при расположении
его недалеко от обогатительной фабрики (до 700 м).
Достоинство коноидальных отвалов — небольшая занимаемая
ими площадь, что важно при большом количестве получаемых хво-
стов (породы) и длительном сроке эксплуатации обогатительной
фабрики. Недостатки — трудоемкость работ по поддержанию рель-
сового пути, сложность передвижки разгрузочных ферм.
2.	Транспортирование хвостов в отвал коноидальной формы
передвижными ленточными конвейерами при небольшой емкости
отвалов (1—2 млн. м3) и в условиях мягкого климата, когда воз-
можна круглогодовая работа под открытым небом. Угол подъема
конвейеров принимается около 16°.
3.	Транспортирование хвостов по подвесным канатным дорогам
при расположении площадки отвала на расстоянии до 3000 л от
обогатительной фабрики. Канатные дороги в большинстве случаев
имеют возвратно-поступательное (маятниковое) движение вагонеток
и при длине откатки до 800 м обеспечивают производительность
100—150 м3/ч.
Схемы образования отвалов хвостов (породы) при помощи под-
весных канатных дорог показаны на рис. 76.
Коноидальные отвалы образуются при одной концевой мачте;
штабельные отвалы — путем сооружения нескольких мачт с размеще-
нием штабелей в пролетах между ними; секторные отвалы — путем
пepeдвижeнияJ концевой мачты по дуговому рельсовому пути.
332
Генеральный план обогатительной фабрики
Рис. 76. Схемы образования отвалов хвостов (по-
роды) при помощи подвесных канатных дорог:
а — коноидальпый отвал; б — штабельный отвал; в — сек-
торный отвал
Рис. 77. Образование плоского отвала
Хвостовое хозяйство
333
Емкость отвала для одного луча дороги достигает 1,5 млн. м3, ее
можно увеличить устройством нескольких лучей дороги.
Канатные подвесные дороги имеют преимущества по сравнению
с наземной рельсовой откаткой — мало зависят от рельефа мест-
ности, могут пересекаться с наземными коммуникациями, не требуют
затрат труда на поддержание путей и передвижку разгрузочных
ферм.
Главный недостаток канатных дорог — большие капитальные
затраты на сооружение высоких стальных мачт.
В сильно пересеченной местности при доставке сырья на
обогатительную фабрику по канатной дороге иногда можно для
транспортирования хвостов использовать обратную ветвь дороги.
В условиях холодного климата для хвостов с повышенной влаж-
ностью канатные дороги применять нельзя из-за смерзания хвостов
в вагонетках.
4.	Транспортирование хвостов в опрокидных ж.-д. вагонах или
автосамосвалами. При этом образуются так называемые плоские
отвалы (рис. 77). Отвал располагается на наклонной площадке.
Хвосты доставляются по рельсовому пути, первоначально уложен-
ному на небольшой насыпи, что создает некоторый начальный откос.
Порода сбрасывается под откос и разравнивается. После отсыпки
породы по всему фронту путь передвигается к бровке откоса, и цикл
отсыпки повторяется. Этот способ укладки хвостов применяется
при большой производительности обогатительной фабрики и значи-
тельном расстоянии от фабрики до отвала. Его можно применять
и при высокой влажности' хвостов, так как в вагонах большой ем-
кости смерзание хвостов менее вероятно. Производительность от-
катки достигает 500 т/ч при емкости отвала 3—10 млн. м3.
Глава VII
РАЗМЕЩЕНИЕ ОБОРУДОВАНИЯ НА ОБОГАТИТЕЛЬНОЙ
ФАБРИКЕ
§ 1.	Общие принципы размещения оборудования
При размещении оборудования в отдельных цехах обогатитель-
ной фабрики необходимо соблюдать следующие основные положе-
ния:
1.	Оборудование располагать так, чтобы количество транспор-
тируемых продуктов и расстояния, на которые они передаются,
были наименьшими.
2.	Основной грузопоток продуктов обогащения должен про-
ходить через фабрику самотеком, но следует избегать длинных
желобов для транспортирования сухих продуктов из-за больших
потерь высоты. Если по условиям рельефа местности нельзя осуще-
ствить полный самотек продуктов, то следует поднимать основной
поток их в минимальном числе мест и на достаточную высоту с тем,
чтобы разветвленное движение потока через фабрику шло самотеком.
3.	Для удобства обслуживания и ремонта аппараты, выполня-
ющие одинаковые технологические операции, следует группировать
в одном или в соседних пролетах здания и по возможности па одина-
ковых отметках.
4.	Следует стремиться к применению взаимозаменяемых одно-
родных аппаратов. При выходе из строя одного или нескольких из
них желательно иметь возможность равномерного распределения
нагрузки на все остальные аппараты,
5.	Секции, параллельно работающие на одинаковом сырье, сле-
дует создавать однотипными во всех аппаратах, выполняющих одни
и те же технологические функции.
6.	Следует применять наиболее производительные аппараты,
чтобы сократить их число, уменьшить число точек контроля и регу-
лирования технологического процесса путем укрупнения секций
и, если возможно, переходить на моносекцию. Конструктивные ре-
шения узлов должны обеспечить бесперебойную работу их без по-
стоянного вмешательства рабочего. Необходимо исключать возмож-
ности просыпки и перелива материалов из транспортных желобов
в местах перегрузок и т. д.
Общие принципы размещения оборудования	335
_____.
У агрегатов должны быть предусмотрены места для аппаратуры
автоматического контроля их работы и регулирования.
7.	Цехи и аппараты, выделяющие в атмосферу вредности, в част-
ности пыль, пар или дым, должны изолироваться от цехов с менее
вредными условиями работы.
8.	Должна быть обеспечена нормальная освещенность рабочего
помещения дневным и искусственным светом. Эти требования могут
определять конфигурацию и габариты отдельных цехов обогатитель-
ной фабрики. В некоторых случаях экономичнее строить фабрику
без окон, с искусственным освещением.
9.	Следует обеспечивать удобство эксплуатационного обслужи-
вания, монтажных и ремонтных работ. Все аппараты должны
обслуживаться механическими грузоподъемными средствами.
10.	Должны быть выполнены правила безопасности, установлен-
ные для цехов и отдельных аппаратов.
11.	Не допускаются излишества в отношении площадей и объемов
зданий.
12.	Должны быть учтены нормативы проектирования строитель-
ной сетки зданий [76].
Величина пролетов зданий в осях должна назначаться кратной
3 м в одноэтажных зданиях и 1 ж в многоэтажных.
Расстояния между разбивочными осями в поперечном направле-
нии в одноэтажных зданиях с пролетами до 18 м рекомендуется
принимать кратными 3 л», а в зданиях с пролетами более 18 м —
кратными 6 м. Шаг колонн (расстояние между разбивочными осями
в продольном направлении) принимается кратным 6 м.
Расстояния между разбивочными осями стен и колонн в проектах
многоэтажных зданий рекомендуется принимать равными 6 м.
Высота производственных помещений от пола до потолка должна
быть не менее 3,2 м, а помещений энергетического и транспортно-
складского хозяйства — не менее 3 м, при этом высота помещений
от пола до низа выступающих конструктивных элементов покрытия
или перекрытия (в чистоте) должна быть не менее 2,6 м.
Высота этажа в многоэтажных зданиях должна приниматься
кратной 600 мм. Рекомендуется принимать высоту надземных эта-
жей 4,2; 4,8 и 6 м, высоту подвалов — 3,6 м. В зданиях с мостовыми
кранами с отметкой подкранового рельса до 8 ле номинальная вы-
сота от уровня пола до головки рельса должна быть кратной 1 ле,
а при отметке рельса более 8 ле — кратной 2 ле.
§ 2.	Уклоны желобов для самотечного транспорта
Уклоны желобов обычно принимают по практическим данным.
Установленные практикой минимальные уклоны спускных жело-
бов для сухих руд лежат в пределах 40—45°. Для влажных и содер-
жащих глину руд, а также для осадков фильтров углы наклона же-
лобов увеличивают до 60°.
336	Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Уклоны самотечных желобов для продуктов обработки некоторых
руд приведены в табл. 80, 81.
Таблица 80
Средние уклоны самотечных желобов для продуктов обработки
медных, цинковых и пиритных руд при отношении Ж:Т = 2:1 и более
Наименование продуктов	Уклон, мм/м	Наименование продуктов	Уклон, ММ]М
Продукты грохочения:		Слив классификаторов:	
-|-20 мм		420—500	—0,3 мм ........	40—60
20—10 мм ,		340—420	—0,2 л(.и		20—40
10—5 мм 5—2,5 лии	 —2,5 мм	 Питание концентрацией-	250—340 170—250 125-170	Флотационный концентрат Флотационные хвосты для отдельных желобов внут- ри обогатительной фаб-	170—250
ных столов —0,8 мм Хвосты столов —0,8 мм Проынродукты столов	100—125 125	рики	 То же, для магистральных хвостовых пулытопрово-	20-40
—0,8 мм	 Концентрат столов —0,8 мм	125 210	Дов		15-20
Примечание.
Для руд цветных и редких металлов, содержащих тяжелые минералы (галенит, кас-
ситерит, вольфрамит), а также для железных окисленных руд уклоны желобов увеличи-
ваются на 25%.
Таблица 81
Уклоны самотечных желобов для продуктов тонкого измельчения
и классификации
Крупность конечного продукта измельчения (слива классификатора), мм	Уклон желоба, мм 1м	
	для слива мельницы	для песков классификатора
—0,074	100	250
—0,1	130	285
—0,15	150	315
—0,2	170	345
-0,3	200	375
—0,4	220	400
-0,6	235	430
-0,8	245	455
Примечание.
уклоны желобов в таблице относятся к рудам плотностью 2,85 г/см3 и к циркули-
рующим нагрузкам до 500%. При измельчении тяжелых руд уклоны желобов необходимо
увеличивать на 15—30%.
На углеобогатительных фабриках важно предохранить материал
от излишнего переизмельчения. Нормальные скорости движения
по желобам должны быть в пределах: для плиты и крупных кусков
(>50 мм) v = 0,75—1,0 м/сек-, для материала крупностью 50—10 мм
Уклоны желобов для самотечного транспорта
337
v = 1,0—1,75 л/сек, для угольной мелочи, штыба и породы допу-
скаются скорости 2 м/сек и выше.
Уклоны желобов для углей и продуктов обогащения приведены
в табл. 82, 83.
Таблица 82
Углы наклона самотечных желобов для каменных углей
и продуктов обогащения
Наименование продуктов	Углы наклона (граб), при влажности, %		
	4	4-7	>7
Уголь марок ПЖ, ПС, К: класс ~>80			23-30	23-30	23—30
»	80—10 мм . ... .	30—32	32—^35	32—35
Рядовой уголь:	35—38	38—42	42—45
класс 80—0 мм		36—40	40-44	44-47
о 10—1 »			40-42	42-45	45—47
»	10—0 »			45-47	47—50	50-55
»	1—0 »		53—55	55—60	60—65
Промпродукт: класс 60—10 мм				33-35	37-40
» 25—6	»		—	27-40	40-45
»	6—0,5 »		—	—	50-55
Порода от ручной выборки: +100 мм		—	30	—
+25 лии			.—	35-37	—
класс 80—10 мм		—.	—	38-40
»	60—10 »		-—	35-40	—
»	25—6	»		—	40-45	42—48
»	6—0,5 »		—	45-50	50—60
Таблица 83
Углы наклона самотечных желобов при транспорте угля водой
Наименование продуктов	Ж:Т	Углы наклона, град		
		при крупности, мм		
		50—125	10-80	0-10
Питание обогатительных машин		1,5-2		7—10	6-8
То же		2,5-3	10—12	—	4-6
Концентрат		4-6	6—8	5-6	3—5
То же		2-3	12—15	10-12	7—9
Порода		2-4	—	12—16	8—10
Флотационный концентрат—требуется угол 3—4°
Сгущенные шламы—требуется угол 4—6°
22 Заказ 760.
338	-Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Данные таблиц относятся к желобам прямоугольного сечения
и для нулевой начальной скорости. При высоком содержании в транс-
портируемом продукте мелкого класса угол наклона желоба выби-
рается по таблице для смежного, более мелкого класса. Если мате-
риал поступает со значительной скоростью в направлении движения
по желобу, то углы наклона принимаются меньше низших значений
по таблице: для материала крупностью 50—13 мм — на 1—2°,
для материала 13—0 мм — на 3°.
§ 3. Конструктивно-компоновочное решение приемных устройств
и узла первичного дробления
Тип приемного устройства и способ подачи исходной руды в дро-
билку первой стадии дробления выбираются в зависимости от наи-
большей крупности дробимых кусков руды, содержания в руде глины
и влаги, производительности установки, системы транспорта, типа
и размера транспортного сосуда, угла наклона местности, на которой
располагается приемное устройство, и типа дробилки. Для руды,
содержащей куски крупностью более 400—500 мм, обычно не строят
приемных бункеров большой емкости, так как это потребовало бы
установки нескольких тяжелых пластинчатых питателей и вызвало
бы большие капитальные затраты. Подачу руды в дробилку осуще-
ствляют путем непосредственной загрузки ее из опрокидывающихся
вагонов или через приемную воронку-бункер небольшой емкости
и пластинчатый питатель тяжелого типа.
При установке для первой стадии дробления больших конусных
дробилок с загрузочными отверстиями В = 1350 и В = 1500 мм
применяют только непосредственную загрузку дробилки. В послед-
нее время изготовляются дробилки особо тяжелого типа, с приводом
от двух электродвигателей, допускающие запуск их при заваленной
рудой рабочей полости.
Конусные дробилки с загрузочным отверстием В = 900 и В =
= 1200 мм непосредственно из вагонов загружаются редко и только
при небольшой емкости транспортного сосуда; чаще эти дробилки
и конусные дробилки меньшего размера, а также щековые дробилки
всех размеров загружаются через бункер-питатель.
При выборе способа загрузки крупнокусковой руды в дробилку
первой стадии дробления необходимо учитывать следующее: при-
менением питателя устраняются временная перегрузка и недогрузка
дробилки и улучшается ее использование, а дробленая руда и ниж-
ний продукт предварительного грохота могут загружаться непосред-
ственно на общий ленточный конвейер; при загрузке дробилки за-
валом из опрокидывающихся вагонов нижний продукт предвари-
тельного грохота нельзя загружать непосредственно на ленточный
конвейер, так как в момент опрокидывания вагона возможна пере-
грузка конвейера, в этом случае нижний продукт грохота и дробле-
ная руда должны поступать в небольшие дозировочные бункера
Конструктивно-компоновочное решение приемных устройств
339
и далее через питатели разгружаться на ленточный конвейер; для
уменьшения общей высоты компоновочного узла дробилки входя-
щий в него пластинчатый питатель можно устанавливать с подъемом
руды; по капитальным затратам вариант с установкой питателя об-
ходится несколько дороже, чем вариант с непосредственной загруз-
кой руды в дробилку.
При крупнокусковой руде дробилки устанавливаются рядом
с приемным устройством, образуя один компоновочный узел, име-
ющий значительную высоту. Вынос дробилки на некоторое расстоя-
ние от приемного устройства вызывает применение тяжелого и до-
рогого пластинчатого конвейера.
Из-за большой высоты перепада от головки рельса разгрузоч-
ного пути до ленточного конвейера, принимающего дробленую руду,
желательно узел крупного дробления размещать на склоне мест-
ности с целью уменьшения объема земляных работ и подземной части
сооружения. Для этого также стремятся поднять на насыпи ж.-д.
станцию приема руды. Большие заглубления (до 30 м и более) кор-
пуса приема руды и первичного дробления заставляют с особой
серьезностью отнестись к выбору места его размещения в отношении
грунтовых условий и подземных вод на площадке.
Современные конусные дробилки для крупного дробления боль-
ших размеров делаются с прямой разгрузкой дробленой руды вниз —
в бункер.
Пропускная производительность конусных дробилок больших
размеров настолько велика, что часто, с целью уменьшить общую
высоту узла первичного дробления, не предусматривают предвари-
тельного грохочения руды.
Конусные дробилки больших размеров на обогатительных фаб-
риках устанавливаются по одной дробилке даже при большой про-
изводительности фабрики — до 40—60 тыс. т в сутки; это объяс-
няется эксплуатационной надежностью дробилок, а также их высо-
кой стоимостью и большими капитальными затратами по корпусу
крупного дробления в целом. Разгрузка вагонов в зависимости от
их типа осуществляется при помощи круговых или боковых опро-
кидов, опрокидывающих пневматических механизмов самих вагонов
(думпкаров) или стационарных пневматических или гидравлических
толкателей, поднимающих кузов вагона, устанавливаемых на раз-
грузочном пути.
Транспортирование крупнодробленой руды из корпуса крупного
дробления в кусках до 350 мм ленточными конвейерами при большой
производительности обогатительной фабрики вызывает быстрый из-
нос дорогих лент, особенно в случае твердых абразивных руд боль-
шой плотности.
Для предохранения ленты в местах загрузки руды на конвейеры
устанавливают пластинчатые или лотковые питатели, чем дости-
гаются минимальные перепады в перегрузочных воронках и умень-
шение скорости подачи руды на ленту. При непосредственной подаче
22 *
340
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
крупнодробленой руды на конвейер в загрузочных воронках устраи-
вают колосники для подсева мелочи до падения на ленту крупных
кусков и навешивают рельсы или цепи.
Во избежание транспортирования крупнодробленой руды иногда
совмещают две стадии — крупного и среднего дробления в одном
корпусе при приемных устройствах. Дробилки второй стадии
устанавливают непосредственно под дробилками первой стадии
дробления.
Чтобы получить куски мельче 350 л<Л1, годные для загрузки в ко-
нусные дробилки среднего дробления размером 2200 мм, разгрузоч-
ная щель конусной дробилки первой стадии дробления должна быть
не более 200—220 мм. Но при этом общая производительность дро-
билки резко снижается и составляет, например, для дробилок В =
= 1500 мм около 2000 т!ч при условии установки предварительного
грохота. В этом случае при большей производительности обогати-
тельной фабрики необходимо устанавливать вторую первичную
дробилку.
Вследствие высокой стоимости первичной конусной дробилки
и больших затрат на сооружение приемного устройства и корпуса
крупного дробления на обогатительных фабриках большой произ-
водительности, перерабатывающих твердые и плитняковые руды,
предпочитают устанавливать одну первичную дробилку крупного
дробления с разгрузочной щелью до 300 мм. Дробленый продукт
этой дробилки в кусках до 500—600 мм подвергают «поддраблива-
нию», т. е. второму приему дробления в конусных дробилках для
крупного дробления, но меньших размеров.
Примеры конструктивно-компоновочных решений приемных устройств
и узла первичного дробления
Корпус крупного дробления с конусной дробилкой В =
= 1500 мм обогатительной фабрики для медно-никелевых руд (рис. 78) [57, 71 [.
Руда подается в самоопрокидывающихся 60-тонных вагонах и непосред-
ственно загружается в конусную дробилку с прямой разгрузкой. Из бункера ма-
лой емкости дробленая руда двумя горизонтальными пластинчатыми питателями
загружается на ленточные конвейеры. Рудная просыпь и пыль с полов и стен
смываются в отстойник и грейфером грузятся на рудный конвейер.
Корпус крупного дробления с конусной дробилкой В —
— 1500 мм обогатительной фабрики для медных руд (рис. 79) [101].
Производительность фабрики по руде 40 тыс. т/сутки. Руда доставляется
в 80-тонных опрокидных вагонах. Последние опрокидываются стационарным
гидравлическим толкателем, установленным на разгрузочном пути. Рабочий-
оператор может регулировать скорость опрокидывания. Руда разгружается
непосредственно на колосниковый грохот, рудного кармана здесь нет. Грохот
весьма тяжелой конструкции, верхняя часть его защищается от ударов крупных
кусков руды плитой из марганцовистой стали. Предусмотрена возможность
установки над грохотом ценного питателя для снижения скорости движения
кусков, поступающих в дробилку.
Конусная дробилка имеет разгрузочный желоб с параллельными бортами
по всей ширине дробилки. Для ликвидации возможных застреваний кусков руды
в дробилке предусмотрен особый 20-тонный электрический кран, используемый
Конструктивно-компоновочное решение приемных устройств 341
Рис. 78. Корпус крупного дробления с конусной дробилкой В = 1500 .нл обогатительной фабрики для
медно-никелевых руд:
j—дробилка конусная 1500/180 -им; 2 — питатель пластинчатый 2400 х 15000 леи; 3—толкатель для опрокидывания
вагонов: 4 — кран мостовой электрический Q = 150/30 пт, 5 — кран-балка Q = 10 т; 6 — тележка монорельсовая
грейферная Q — 2 m; 1 — таль электрическая Q = 5 т
342
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
00'8/
Рис. 79. Корпус крупного дробления с конусной дробилкой В = 1500 лл обогатительной фабрики для
медных руд:
1 — ж.-д. вагон 80-тонный опрокидывающийся; 2 — грохот колосниковый; з — дробилка конусная; 4 — питатель пластин-
чатый; 5 — ленточный конвейер; 6 — кран мостовой электрический Q = 100 т; 7 — гидравлический подъемник для экс-
центрика дробилки; в — тележка для эксцентрика
Конструктивно-компоновочное решение приемных устройств
343
как плотная пылевая крышка верхней части укрытия дробилки. Три стены
укрытия доведены до уровня рельсов, по которым ходит кран. При ремонтах
дробилки этот кран отодвигается и оставляет открытой дробилку, которая тогда
обслуживается верхним мостовым краном грузоподъемностью 100 т. Для опу-
скания и подъема эксцентрика дробилки в фундаменте ее установлен гидравли-
ческий подъемник. На тележке эксцентрик выкатывается под проем, откуда
его можно поднять краном. Дробленая руда и нижний продукт грохота попадают
в бункер и пластинчатым питателем выдаются на ленточный конвейер.
Будка оператора помещена вверху укрытия дробилки против опрокидного
устройства. Из этой будки оператор управляет разгрузкой вагонов, работой
20-тонного крана, пуском и остановкой дробилки и пуском и остановкой венти-
ляционной системы. В будке находится диспетчерский пульт с сигнальными
лампами и приборами, регистрирующими работу всех механизмов в корпусе
крупного дробления. Будка герметизирована и обслуживается установкой
для кондиционирования воздуха.
Нижняя отметка корпуса дробления выходит на поверхность, с трех сто-
рон корпус обсыпан насыпью высотой около 30 м, на которой расположены
ж.-д. пути.
Загрузочная часть конусной дробилки изолирована от остального помеще-
ния корпуса. Для воспрепятствования распространению пыли вся загрузочная
камера обслуживается мощным вытяжным вентилятором производительностью
до 100 тыс. ма воздуха в час. При нормальных условиях работы вентилятор
вытягивает воздух через отверстие над колосниковым грохотом, где произво-
дится разгрузка вагонов со скоростью около 0,5 м!сек.
Корпус крупного дробления с конусными дробилками
В — 900 мм обогатительной фабрики для медных руд (рис. 80) [42]. Руда доста-
вляется в 100-тонных вагонах-гондолах и разгружается при помощи двух кру-
говых опрокидов в два параллельных бункера-воронки небольшой емкости,
оборудованные тяжелыми наклонно установленными пластинчатыми питателями.
Перед дробилками установлены колосниковые грохоты. Обе дробилки с боковой
разгрузкой выдают дробленый продукт на один ленточный конвейер, на кото-
рый поступает и просев грохотов. Для сбора просыпи из-под пластинчатых
питателей установлены короткие ленточные конвейеры, подающие мелочь на
сборный конвейер крупнодробленой руды.
Корпус крупного дробления со щековой дробилкой 1500 х
X 2100 мм (рис. 81) [79]. Дробилка загружается через наклонный пластинча-
тый питатель. Просыпь из-под питателя собирается на хвостовую часть конвей-
ера дробленой руды. Для защиты конвейерной ленты от ударов падающей руды
установлена откатная воронка с криволинейным днищем. Регулируя местополо-
жение воронки, можно создать безударную загрузку руды на конвейер
Корпус крупного дробления со щековой дробилкой 900 х
X 1200 мм (рис. 82) [79]. Руда доставляется в 10-тонпых автосамосвалах.
Ширина приемного бункера-воронки рассчитана на два самосвала. Под бунке-
ром установлен тяжелый пластинчатый питатель, подающий руду без предвари-
тельного грохочения в щековую дробилку. Мелочь, просыпающаяся с питателя,
и дробленая руда поступают на сборный конвейер.
Корпус крупного и среднего дробления с конусными
дробилками обогатительной фабрики для апатитовых руд (рис. 83) [43]. Руда
подается в самоопрокидывающихся вагонах в два бункера-воронки, под кото-
рыми установлены тяжелые пластинчатые питатели. Соответственно дробиль-
ный цех состоит из двух независимых секций. Перед дробилками установлены
колосниковые грохоты со щелями в решетках 250 мм. Дробилки конусные В =
= 900 мм для крупного дробления имеют боковую разгрузку дробленого про-
дукта. Для сбора просыпи из-под пластинчатых питателей установлены ленточ-
1 Применение откатной воронки возможно только при сухой сыпучей
руде. На влажных рудах под дробилкой лучше устанавливать питатель.
344	Размещение оборудования на обогатительной фабрике
ные конвейеры. Вторая стадия дробления осуществляется в конусных дробил-
ках среднего дробления D = 2100 мм. Перед дробилками установлены самоцеп-
трирующиеся вибрационные грохоты. Дробленая руда выводится из корпуса
двумя ленточными конвейерами. Общая высота перепада от головки рельса
подъездных путей до верха барабана ленточного конвейера составляет 27,7 м.
Корпус крупного дробления с первичной конусной дро-
билкой В — 1500 мм и конусными дробилками для поддрабливания В =
Рис. 80. Корпус крупного дробления 'с конусными
дробилками В — 900 лии (Джезказганская обогатитель-
ная фабрика для медных руд):
1—вагоноопрокидыватели круговые; 2—кРап mjctoboO элек-
трический Q — 5 т; з — то же, Q = 30/5 т; 4 — питатель
пластинчатый 1800 х 12 000 лип; 5 — колосниковый грохот
2000 х 3250 мм, 6—дробилка конусная; 7 — ленточный кон
вейер; 8 — то же, для просыпи
= 900 мм мощной обогатительной фабрики для магнетитовых кварцитов Кри-
вого Рога (рис. 84) [68]. Дробильный цех состоит из двух параллельных секций.
В каждой из них установлены одна конусная дробилка крупного дробления
и две редукционные конусные дробилки поддрабливания. Грохочение руды перед
дроблением не производится. Крупнодробленая руда в дробилки поддраблива-
ния подается из небольшого бункера пластинчатыми питателями. Из воронок
под дробилками для поддрабливания руда вибрационными питателями гру-
зится на конвейер дробленом руды. Для борьбы с пылью место разгрузки вагонов
Конструктивно-компоновочное решение приемных устройств
345
х 1 &
о 5 х
&S“ с
s Нр и X
3 х S
Е к о К я
я« а
с й га ®
X
о «ГК
f _	»*»
о '< е2 £-
« 5; §а-«
tH РчО 03
КС
Т! 111
346
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Конструктивно-компоновочное решение приемных устройств
347
Рис. 82. Корпус крупного дробления со щековой дробилкой 900 х 1200 мм;
j — питатель пластинчатый 1800 х 6000 мм; 2 — дробилка щековая; з — песковый насос
дренажный; 4 — кран мостовой ручной Q = 15 тп; 5 — таль Q = 1 т; в — конвейер
ленточный
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Рис. 84. Корпус крупного дробления с первичной и поддрабллвающими конусными дробилками мощной обогатительной
фабрики для магнетитовых кварцитов Кривого Рога (Ново-Криворожский горнообогатительный комбинат):
1 — конусная дробилка крупного дробления 1500/180 лом; г — питатель пластинчатый 1800 х 15 000 мм; з— конусная дробилка нод-
драбливания 900/100 мм; 4—конвейер для просыпи. 5 — электровибрационный питатель 1500 х,2500 мм; 6—кран мостовой электри-
ческий Q = 200/30 т; 7 — то же, Q = 20/5 т; 8 — грейферная монорельсовая тележка; 9, ю, 11, 12 — электротельферы
1 — питатель пластинчатый 1800 х 12000 мм', 2 — грохот колосниковый, 3 — дробилка конусная крупного дробления В = 900 мм, 4 — вибрационный грохот 1250 х 4000 лыи;
5 — дробилка конусная среднего дробления D = 2100 лыи; 6 — конвейер ленточный; 7 — крап мостовой электрический Q = 50/10 т
Заказ 760.
Конструктивно-компоновочное решение приемных устройств
349
Рис. 85. Корпус дробления с валковыми зубчатыми дробилками промывочной
фабрики для глинистой руды:
1—питатель пластинчатый 1000 х 3400 лсм; 2—дробилка валковая зубчатая 1000 х
х 800 лип; з — элеватор цепной; 4 — мойка корытная горизонтальная; 5 — конвейер лен-
точный; 6 — насос песковый
350
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Рис. 86. Корпус дроб-
ления углеобогати-
тельной фабрики при
шахте:
1 — бункер приемный:
2 — грохот; 3 — магнит-
ный железоотделитель;
4 — конвейер ленточный
длн выборки щепы; s —
дробилка валковая зуб-
чатая; 6 — конвейер лен-
точный; 7— конвейер
скребковый; в —бункера
A-A	L1
Рис. 87. Однопутевая яма для привозных углей с разделенным четырехячейковым
бункером:
1 — решетка; 2 — питатель лотковый; л, 4 — конвейеры ленточные
Размещение оборудования е цехах дробления
35
изолировано от остального помещения съемными щитами. Рудная просыпь
и пыль с полов и стен смываются водой и из отстойника загружаются грейфером
на конвейеры дробленой руды.
Корпус крупного дробления с валковыми зубчатыми дро-
билками 1000 х 800 мм промывочной фабрики для глинистой руды (рис. 85).
Руда доставляется в опрокидных вагонетках и разгружается в воронки. Для
предотвращения зависания руды воронки имеют малую емкость, крутые стенки
и большие выгрузные отверстия.
Пластинчатыми питателями руда по-
дается в две зубчатые валковые дро-
билки. Дробленая руда ковшовым
элеватором загружается в промы-
вочные машины.
На некоторых уральских про-
мывочных фабриках, перерабаты-
вающих руды с жирными глинами,
РУДУ разгружают в яму с водой
и поднимают оттуда тяжелым цепным
элеватором с дырчатыми ковшами.
Яма и элеватор при этом выполняют
двоякую роль — дозатора для равно-
мерного питания последующих ап-
паратов и первичного дезинтегри-
рующего устройства. Стенки ямы
делаются крутыми под углом 60—
65° [59].
Для приема глинистых руд, ко-
торые еще можно транспортировать
ленточными конвейерами, но нельзя
хранить в бункерах из-за слежи-
ваемости, при благоприятных клима-
тических условиях (например, в ус-
ловиях Камышбурунской железо-
рудной обогатительной фабрики
в Крыму), устраивают открытую
траншею вдоль ж.-д. путей. Над
траншеей на эстакаде передвигаются
мостовые грейферные краны, пода-
Рис. 88. Однопутевая яма для привоз-
ных углей со сплошным бункером:
1 — бункер; 2 — питатель лопастной; з —
конвейер ленточный
ющие руду в воронки малой емкости.
Из воронок руда пластинчатыми питателями грузится на ленточные конвейеры
и далее подается на обогатительную фабрику.
Корпус дробления углеобогатительной фабрики при шахте (рис. 86).
Здесь предусмотрено грохочение и дробление угля и выборка из него щепы.
Для приема угля, поступающего на обогатительную фабрику в ж.-д. ваго-
нах, сооружаются подземные бункера (ямы привозных углей) с решетками
над ними с отверстиями 150 х 150 мм или 200 х 200 мм.
Однопутевые ямы с разделенным на ячейки и со сплошном бунке-
рами показаны на рис. 87, 88. Сплошной бункер имеет щелевидные отверстия
для разгрузки угля на два конвейера при помощи лопастных питателей, пере-
двигающихся вдоль щели бункера [25, 55].
§ 4. Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого
дробления
Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого дробления
зависит от схемы дробления, производительности обогатительной
фабрики, определяющей необходимое число дробилок и грохотов
352
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
в отдельных стадиях дробления, размеров и рельефа площадки цеха
дробления (главным образом угла ее наклона) и общих решений
схемы сооружений и подъездных путей, наличия или отсутствия
бункера с дозирующим устройством перед первой стадией дробления.
Двухстадиалъное дробление в открытом цикле
На обогатительных фабриках малой и средней производительно-
сти на каждую дробилку первой стадии устанавливается одна или
максимум две дробилки во второй стадии дробления. Дробилки
первой стадии при этом загружаются рудой через бункер и питатель,
поэтому перед дробилками для среднего дробления можно не устра-
ивать промежуточного бункера. Руда после первой стадии по-
дается прямо на грохот перед дробилкой второй стадии дробления
(рис. 89).
Для упрощения конструктивного решения и уменьшения потреб-
ной высоты перепада в узле грохот-дробилка следует на каждую
дробилку устанавливать по одному грохоту, соответственно под-
бирая его размеры и режим работы.
В схеме г приводится вариант размещения двух дробилок в пер-
вой стадии и трех дробилок во второй стадии дробления. Этот вари-
ант схемы может применяться в случае установки на две работа-
ющие дробилки второй стадии дробления одной запасной. Дробле-
ная руда из дробилок второй стадии дробления разгружается на
общий сборный конвейер или на отдельные для каждой дробилки
короткие конвейеры с последующей перегрузкой руды на сборный
конвейер. При разгрузке руды сразу на сборный конвейер полу-
чается меньше ее перегрузок, вызывающих пылевыделение, кроме
того, отдельные конвейеры дают больше просыпи и дороже по капи-
тальным затратам.
Для сборного конвейера под дробилками в фундаменте их пред-
усматривается проем с проходами у конвейера (рис. 90).
Уклон площадки, на которой располагается корпус дробления,
влияет на длину транспортирования руды между дробилками —
при незначительном уклоне для достижения более компактного
расположения дробилки второй стадии дробления ее можно
заглублять. Крутой уклон площадки благоприятен для самотечного
сопряжения дробилок, но в целях сокращения объемов зданий и упро-
щения обслуживания дробилок самотечный транспорт руды при
каскадном размещении их применяют и при слабонаклонных пло-
щадках (см. рис. 83).
Корпус крупного и среднего дробления обогати-
тельной фабрики малой производительности (250 т/сутки) показан на рис. 91 *
179].
* Дробильный цех работает в одну смену, производительность его около
40 т/ч.
Размещение оборудования в цехах дробления
353
Корпус размещается на площадке
с уклоном 5—25%. Руда подается авто-
машинами в бункер емкостью около
70 т. Из бункера лотковым питателем
руда загружается в щековую дробилку
первой стадии дробления. Во второй
стадии дробления установлена конус-
ная дробилка среднего дробления.
Трехстадиалъное дробление
в открытом цикле
На обогатительных фабриках
малой и средней производитель-
ности при наличии дозирующего
устройства перед первой стадией
б
Рис. 90. Фундамент под конус-
ную дробилку D = 2200 мм
с проемом для сборного кон-
вейера
Рис. 89. Схемы расположения дро-
билок второй стадии дробления без
промежуточного бункера:
1	— дробилка первой стадии дробления;
2	— конвейеры; з — грохоты; 4 —дробилки
второй стадии дробления
23 Заказ 760.
сл
rf>-
7000
6000
Рис. 91. Корпус крупного и среднего дробления обогатительной фабрики малой производительности:
1 — питатель лотковый 1000 х 2400 лкм; 2 — дробилка щековая со сложным качанием щеки 600 х 900 леи; 3 — конвейер
ленточный; 4 — железоотделитель; 5 — дробилка конусная среднего дробления D = 900 лои; 6 — масляный бак; 7 — кон-
вейер ленточный; 8 —галерея конвейера; 9 —вентилятор; 10 —вентиляционная камера
Размещение оборудования на обогатительной фабрике	п	а	.
________________________________________________________________.	Размещение оборудования в цехах дробления
356
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
дробления могут применяться безбункерные варианты узлов сред-
него и мелкого дробления (рис. 92).
Для достижения большей компактности дробильной установки
перед каждой дробилкой рационально устанавливать по одному
грохоту (схема а), но, в случае необходимости, перед дробилками
третьей стадии дробления допустима установка и двух грохотов на
одну дробилку (схема б). Обычно при дроблении в три стадии на
каждую дробилку второй стадии устанавливается не больше двух
дробилок в третьей стадии дробления.
Рис. 92. Схемы расположения дробилок при
дроблении в три стадии без промежуточного
бункера:
1 — дробилка первой стадии дробления; 2, 5, 9 — про-
межуточные конвейеры; з, 6 — грохоты; 4 — дробилка
второй стадии дробления; 7 — дробилки третьей ста-
дии дробления; в — сборный конвейер
В целях уменьшения числа ленточных конвейеров и сокращения
штата обслуживающего персонала часто применяют высотные
схемы размещения оборудования в корпусе дробления с самотечным
транспортом руды между аппаратами.
Корпус среднего и мелкого дробления с самотечным
транспортом руды обогатительных фабрик малой и средней производительности
(1000—1500 т/сутки) показан на рис. 93. Конусные дробилки D = 1650 жл
(нижняя — короткоконусная) расположены каскадно на общем железобетонном
фундаменте. Предварительное грохочение перед дробилками выполняется на
вибрационных грохотах — по одному на дробилку. Общая высота перепада
для обеих стадий дробления от верха барабана конвейера, подающего руду,
до нижнего барабана конвейера мелкодробленой руды составляет 20 м.
При расположении обогатительной фабрики средней произво-
дительности на шахте, увеличивая высоту копра, можно создать доста-
Размещение оборудования в цехах дробления
357
точный перепад в отметках между шахтным скиповым бункером
и бункером дробленой руды для размещения самотечного каскада
дробилок среднего и мелкого дробления (дробилки крупного дро-
бления в этом случае размещаются под землей).
Пример такой компоновки корпуса дробления показан на
рис. 94 *. При этом из цепи аппаратов дробильного отделения
исключаются ленточные конвейеры.
На обогатительных фабриках большой производительности, где
во второй и третьей стадиях дробления устанавливаются по нескольку
дробилок, возможны следующие основные варианты компоновки.
1.	Дробилки группируются в параллельно работающие агрегаты,
в каждом из которых на одну дробилку среднего дробления прихо-
дится одна или две дробилки мелкого дробления. Транспортирование
руды в каждом агрегате осуществляется ленточным конвейером,
аналогично рис. 92.
2.	Дробилки группируются в такие же агрегаты, но руда транс-
портируется по желобам — самотеком. В этом случае дробилки
располагаются каскадно. Если на каждую дробилку среднего дроб-
ления установлено по одной дробилке, то получаются «каскады
1 : 1», а если на каждую дробилку среднего дробления устанавли-
ваются по две дробилки мелкого дробления, то получаются «каскады
1 : 2». Возможны «каскады 2 : 3», но конструктивное решение таких
каскадов затруднено.
3.	Дробилки среднего дробления связываются с дробилками мел-
кого дробления через распределительные бункера.
В первом и втором вариантах размещения дробилок при остановке
дробилки среднего дробления в каком-нибудь агрегате останавли-
вается весь агрегат.
В третьем варианте схема получается более гибкой, с любой из
дробилок второй стадии может работать любая дробилка третьей
стадии дробления, поэтому можно установить меньше дробилок,
тогда как по первому и второму вариантам необходимо резервиро-
вать целый агрегат.
Однако при третьем варианте размещения дробилок работа всех
дробилок мелкого дробления зависит от конвейеров, подающих руду
в распределительные бункера. При одной линии конвейеров и про-
изводительности обогатительной фабрики свыше 30 тыс. т в сутки
транспорт становится недостаточно надежным, кроме того, этот
вариант затрудняет возможности расширения цеха дробления вслед-
ствие ограниченной производительности конвейера и трудностей,
связанных с установкой дробилок среднего дробления.
В последние годы много обогатительных фабрик построено по
варианту каскадного расположения дробилок. При проектировании
* Дробление и измельчение на фабрике Оутокумпу, «Обогащение руд»,
1958, №4.
358
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
9000
Размещение оборудования в цехах дробления
359
3000------»4*- 3000^-
Рис. 93. Корпус среднего и мелкого дробления
с самотечным транспортом руды обогатитель-
ных фабрик малой и средней производитель-
ности:
1 — конвейер ленточный; 2 — грохоты вибрационные
1250 х 4000 лык; 3 — железо уловитель; 4 —дробилка
конусная среднего дробления D = 1650 мм; 5 —дро-
билка короткоконусная мелкого дробления D =
= 1650 мм; 6—конвейер ленточный; 7—кран мостовой
электрический Q = 15/3 т
Рис. 94. Корпус среднего и мелкого дробления обогатительной фабрики сред-
ней производительности при высоком копре шахты:
1—скип; 2—машинное отделение подъема; з—приемный бункер емкостью 1000 т’
4 — питатель вибрационный; 5 — конусная дробилка среднего дробления D = 1650 леи;
в — грохот вибрационный; 7 — дробилка короткоконусная мелкого дробления; 8 — бункер
дробленой руды емкостью 6000 т; 9 — вращающийся мостовой кран
360
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
10
Поперечный разрер
зеооо
Рис. 95. Корпус среднего и мелкого дробления мощной обогатительной фабрики
и мелкого дро
J, 4 и 9 — конвейеры ленточные; 2, 3 и 6 — электровибрационные питатели; 6 — конусные
8 — дробилки мелкого дробления D=2200 мм;
Размещение оборудования в цехах дробления
361
компоновочное решение следует выбирать после всестороннего
сравнения вариантов.
Корпус среднего и мелкого дробления мощной обога-
тительной фабрики для магнетитовых кварцитов Кривого Рога (при соотноше-
нии дробилок среднего и мелкого дробления 1 : 2) показан на рис. 95 [68].
В корпусе установлены у распределительного бункера четыре каскада конусных
дробилок. Предусмотрена возможность пристройки другого бункера с каскадом
дробилок для удвоения производительности обогатительной фабрики. Каждый
каскад имеет одну дробилку среднего дробления D = 2200 мм и две коротко-
конусные дробилки Z)=2200 мм мелкого дробления.
Предусмотрен мостовой кран, при помощи которого можно снимать
дробилку с фундамента в собранном виде и по ж.-д. пути, введенному на мон-
тажную площадку корпуса перпендикулярно продольной оси здания, пере-
правлять в ремонтный пункт, расположенный в отдельном здании вблизи
корпуса дробления (см. рис. 70). Высота корпуса с учетом заглубления
более 50 м.
Корпус среднего и мелкого дробления мощной обо-
гатительной фабрики для магнетитовых кварцитов Кривого Рога при соотно-
шении дробилок среднего и мелкого дробления 1 :1 показан на рис. 96 [68, 84].
На обогатительных фабриках большой производительности мещсу
операциями крупного и средне-мелкого дробления часто включается
промежуточный склад или бункер.
Если промежуточный склад (бункер) не является распредели-
тельным устройством, то он может включаться в схему как посто-
Продольный разрез
для магнетитовых кварцитов Кривого Рога, при соотношении дробилок среднего
бления 1:2:
дробилки среднего дробления D=22QQ мм* 7 — вибрационные грохоты 1800 X 3600 мм;
10 — 14 — грузоподъемные устройства
362
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
янно действующая эксплуатационная емкость, через которую про-
ходит вся руда, или как аварийный склад, устраиваемый на обход-
Поперечный разрез
------ 24000-----
Продольный разрез
Рис. 96. Корпус среднего и мелкого дробления мощной обогатитель-
ной фабрики для магнетитовых кварцитов Кривого Рога при соот-
ношении дробилок среднего и мелкого дробления 1:1.
1, е — конвейеры ленточные; 2, 4 — вибрационные грохоты 1750x3500 лии;
3 — конусные дробилки среднего дробления D=2200 мм; Б — короткоконусные
дробилки мелкого дробления Г>=2200 л<л<; 7—кран мостовой электрический;
в — грейфер для просыпи
ной линии конвейеров. В последнем случае руда после крупного
дробления в основном поступает в среднее дробление, минуя склад,
Размещение оборудования в цехах дробления
363
и лишь некоторое количество ее поступает на склад, откуда она
выдается при недостаточной подаче свежей руды.
Включение постоянно действующего склада руды в схему дроб-
ления должно быть хорошо обосновано, так как это связано с допол-
нительными перегрузками и излишним подъемом руды, что вызы-
вает увеличение капитальных затрат и эксплуатационных расходов.
Склады крупнодробленой руды, совмещающие функции запаса
и распределения руды по дробилкам среднего дробления, устраи-
Рис. 97. Полу бункерный склад крупнодробленой руды:
1 — конвейер с разгрузочной тележкой; 2 — секторный затвор; i — катучий
пластинчатый питатель; 4 — конвейер сборный под складом; 5 — конвейер
для выдачи руды со склада; 6.— ходок для шуровки руды
ваются довольно часто; главный недостаток их заключается в том,
что складируется крупная руда, содержащая куски размером до
300—350 льм, а это вызывает повышенный износ конвейерных лент
и затруднения с разгрузкой склада и перегрузками руды.
Если необходим только запасный склад, то предпочтительнее
устраивать его на среднедробленой руде крупностью менее 100 мм.
Такая руда не содержит много мелочи и обычно не слеживается,
удобна для перемещения ленточными конвейерами. Устройство
отдельного запасного склада руды не исключает необходимости
сооружения распределительных устройств (воронок, бункеров) перед
дробилками среднего и мелкого дробления.
В практике работы обогатительных фабрик, расположенных
в северных районах, наблюдается слеживание и смерзание руды
на складах. В таких случаях предусматривается специальная уста-
364
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
новка грохотов для выделения рудной мелочи; складируется только
верхний продукт грохотов, а мелочь направляется непосредственно
в цех измельчения, минуя склад и бункера большой емкости.
Запасные и распределительные склады крупнодробленой руды
устраиваются обычно полубункерного типа с разгрузкой руды со
склада при помощи пластинчатых питателей. Для предотвращения
зависания руды над разгрузочными отверстиями предусматриваются
ступенчатая ее разгрузка и специальные галереи для шуровки.
Полубункерный склад крупнодробленой руды показан на рис. 97.
Разгрузка руды со склада производится на конвейер для подачи в конусные
дробилки среднего дробления.
Для обогатительных фабрик большой производительности, при
работе цехов крупного и средне-мелкого дробления в разных режи-
мах, емкость склада крупнодробленой руды назначается на запас
ее около 12 часов. В последние годы в качестве распределительных
и запасных бункеров применяют также цилиндрические железо-
бетонные бункера-силосы (например, на обогатительных фабриках
Южно-Криворожского горнообогатительного комбината) [31,
84, 101].
Двух- и трехстадиальное дробление в замкнутом цикле
(с поверочным зрохочением в последней стадии)
При небольшой производительности обогатительной фабрики,
когда число грохотов в последней стадии дробления невелико, зам-
кнутый цикл дробления можно осуществить без распределительных
бункеров.
Схема размещения дробилок при дроблении в две стадии в зам-
кнутом цикле на обогатительных фабриках малой и средней произ-
водительности показана на рис. 98 [101].
Цикл дробления замыкается двумя наклонными конвейерами.
Все оборудование расположено в одном здании удлиненной формы.
Длину здания можно было бы уменьшить путем установки коротких
наклонных конвейеров между дробилкой 7 и конвейером 8 и между
конвейерами 8 и 5.
Вариант размещения дробилок второй и третьей стадий дробле-
ния в замкнутом цикле на обогатительных фабриках малой и сред-
ней производительности показан на рис. 99. Дробилки установлены
рядом, а узел грохочения находится от них на некотором расстоянии.
Если суммарная потеря высоты невелика, то конвейеры полу-
чаются небольшой длины и оборудование можно расположить в одном
здании. В противном случае узел грохочения выносится в самосто-
ятельное здание или применяется маршевая система наклонных
конвейеров.
Для компактного расположения оборудования в пределах одного
здания необходимо уменьшить потери высоты в узлах грохочения
и дробления. С этой целью желательно в узле грохочения иметь
Размещение оборудования в цехах дробления
365
Рис. 98. Схема размещения дробилок при дроблении в две стадии в замкнутом
цикле на обогатительных фабриках малой и средней производительности:
1 — бункер; 2 — пластинчатый питатель; 3 — колосниковый грохот; 4 — конусная дробилка
первой стадии дробления; 5 — конвейер ленточный; 6 — вибрационный горизонтальный
грохот; 1 —дробилка короткоконусная второй стадии дробления; « — конвейер оборотного
продукта; s — конвейер готового продукта
Рис. 99. Схема размещения дробилок второй и третьей
стадий дробления в замкнутом цикле на обогатительных
фабриках малой и средней производительности:
1 — грохот; 2 — дробилка второй стадии дробления; з — дробилка
третьей стадии дробления; 4 — конвейер ленточный; 5 — вибраци-
онные грохоты; в — конвейер оборотного продукта; 7 — конвейер
готового продукта
366
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
$9LI'/
Размещение оборудования в цехах дробления
367
Рис. 100. Корпус дробления обо-
----	гатительной фабрики средней про-
А Ей chi?
ии¥°«ий32и£
о о * и R В Во К
о, к нйё
I eighth
«eXg’g&S&S. 8
йЛРп ояо H
SoK§
Ills
p 5 и“= к
и нЕ S--5
s т Е и ss ®
СспО^<
t? ю о® о> S
сийк2«--з«
Л? Я 3 И
а з псе из ьд
Ив и и о ч о
2 S 0-3 я
н и S о км g 8 п
й о » в<Е о s в® II
, О С к Е а II и Ю О —
г>|Ян II fctO
1 о а I о о_ о ао
•ч к к в аЧ н и в
только один или два грохота с горизон-
тальным или слабонаклонным ситом,
а в узле мелкого дробления только
одну дробилку.
Компактное конструктивное реше-
ние корпуса дробления обогатительной
фабрики средней производительности
(1500 — 2000 ml сутки) при трехстади-
альной схеме дробления в замкнутом
цикле представлено на рис. 100.
Схема дробления (см. рис. 14) БАА.
Дробильный корпус при такой ком-
поновке получается весьма простым
в строительном отношении и минималь-
ной кубатуры, обслуживание всех дро-
билок осуществляется одним мостовым
краном. Грохоты размещаются в здании
перегрузочного пункта конвейеров. Вы-
нос грохотов в отдельное помещение
уменьшает пылевыделение в дробиль-
ном корпусе.
На обогатительных фабриках боль-
шой производительности для дробления
руды в замкнутом цикле (с поверочным
грохочением) устанавливается значи-
тельное число грохотов и дробилок.
В зтих условиях можно применить две
схемы размещения оборудования: рас-
пределительные бункера, грохоты
и дробилки устанавливаются в одном
здании, образуя один сложный компо-
новочный узел, при этом подъем обо-
ротного продукта производится двух-
маршевой или трехмаршевой системой
наклонных конвейеров; распределитель-
ные, называемые ситовыми, бункера
и грохоты выносятся в отдельное зда-
ние, а в корпусе среднего дробления
устанавливаются одни дробилки, при
этом транспортирование материала
между корпусом дробления и кор-
пусом грохочения осуществляется си-
стемой встречных наклонных конвейе-
ров.
Схема размещения дробилок и гро-
хотов второй и третьей стадий дробле-
ния в замкнутом цикле в одном
368
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
корпусе на обогатительных фабриках большой производительности
показана на рис. 101.
Крупнодробленая руда конвейером подается во вторую стадию
дробления. Она может загружаться в дробилку через бункер, пита-
тели и грохоты или же, как показано на схеме, — непосредственно
с конвейера на грохоты. При загрузке руды через бункер можно
поставить несколько дробилок второй стадии дробления. При пря-
мой подаче руды на грохоты одним конвейером Число этих дробилок
не может быть больше двух.
Дробилки третьей стадии дробления установлены в одну линию
с дробилками второй стадии. Дробленая руда из всех дробилок соби-
рается общим сборным конвейером. Далее руда через перегрузоч-
ную станцию двумя наклонными конвейерами и горизонтальным
распределительным конвейером подается в бункер, под которым
установлены грохоты. Верхний продукт грохотов конвейерами воз-
вращается в дробилки третьей стадии дробления, а нижний посту-
пает на сборный конвейер и далее подается в цех измельчения. По
этой схеме, при условии достаточной производительности конвей-
еров, можно разместить любое число дробилок, причем на каждую
дробилку третьей стадии дробления можно установить по четыре
или по два грохота.
Подобная схема размещения оборудования для дробления
и грохочения в одном корпусе применяется на многих обога-
тительных фабриках, например Джезказганской, Зыряновской,
Алтынтопканской, Каджаранской и др., а также на зарубежных
фабриках.
В отношении компактности конструктивного решения и сокра-
щения объема зданий данная схема имеет преимущества перед дру-
гими схемами. Главным ее недостатком является концентрация много-
численных перегрузок руды в одном здании, что приводит к боль-
шому пылевыделению и ухудшению санитарных условий труда
в корпусе дробления. Здесь должны быть проведены эффективные
мероприятия для борьбы с пылью — увлажнение руды с целью
уменьшения пылевыделения, герметизация мест перегрузок и уси-
ленная аспирация с надежной пылеочисткой отсасываемого воздуха,
общая вентиляция помещения, смыв водой пыли с полов и стен кор-
пуса и др.
При большой производительности обогатительной фабрики (свыше
10 000 т! сутки) система конвейеров оборотного продукта полу-
чается громоздкой, так как в цикле циркулирует приблизительно
250—300% продукта по отношению к весу исходной руды.
Схема размещения дробилок второй и третьей стадий дробления
в замкнутом цикле и грохотов в отдельных корпусах на обогати-
тельных фабриках большой производительности показана на
рис. 102.
Конструктивные узлы в этом варианте проще — они разукруп-
нены. В обоих корпусах меньше мест пылевыделения, и здесь легко
Размещение оборудования в цехах дробления
. 369
Рис. 101. Схема размещения дро
билок и грохотов второй и третьей
стадий дробления в замкнутом
цикле в одном корпусе на обога-
тительных фабриках большой про-
изводительности:
1 — конвейер крупнодробленой руды;
2 — грохоты перед дробилкой среднего
дробления; 3 —конвейеры на дробилки;
4 — дробилка среднего дробления,
5 — дробилки мелкого дробления;
6 — конвейер сборный; 7 — конвейер
промежуточный; в — перегрузочный
узел; 9 — конвейер промежуточный;
10 — конвейер распределительный над
бункером; 11 — бункер; 12 — грохоты
вамкнутого цикла; 13, 14 — конвейеры
дробленой руды
24 Заказ 760.
Рис. 102. Схема размещения
дробилок второй и третьей
стадий дробления в замкнутом
цикле и грохотов в отдельных
корпусах на обогатительных
фабриках большой производи-
тельности:
1—бункер крупнодробленой руды;
2 — пластинчатый питатель; 3 —
конвейер ленточный; 4 — конусные
дробилки среднего дробления; 5 —
короткоконусные дробилки мел-
кого дробления; 6 — конвейер сбор-
ный; 7 — конвейер на ситовые бун-
кера; в — конвейер распределитель-
ный; 9 — ситовые бункера; 10 —
питатели барабанные, 11—грохоты
вибрационные; 12 — конвейер го-
тового продукта; 13 — сборные
конвейеры верхнего продукта гро-
хотов; 14 — конвейеры оборотного
продукта; 15 — кран мостовой
электрический
370
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
обеспечить нормальные санитарные условия труда. Кроме того,
число рабочих для обслуживания оборудования можно свести до
минимума.
§ 5.	Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
Цехи измельчения и флотации обычно размещаются в одном
здании, которое называется главным корпусом обогатительной
фабрики.
Цехи измельчения в строительной части обогати-
тельной фабрики являются наиболее дорогими, так как они имеют
болыпую высоту, а значительные нагрузки, передаваемые на кон-
струкции здания от бункера и мостовых кранов, должны восприни-
маться тяжелыми колоннами. При установке в цехе более 4—6 мель-
ниц ремонты и снаряжение их (перефутеровка, пересортировка
шаров), как правило, выполняются на специальных ремонтно-мон-
тажных площадках, располагаемых в пролете измельчения. Это
позволяет в пределах цеха размещать мельницы и классификаторы
компактно, с небольшими проходами и площадками.
Для облегчения перекрытия здания цеха и снижения стоимости
мостовых кранов при проектировании стремятся к возможному
уменьшению ширины пролета цеха. Общая длина цеха измельчения
увязывается с длиной цеха флотации с тем, чтобы получить удобное
распределение пульпы по аппаратам флотации. Длина бункера
дробленой руды обычно принимается равной длине цеха измельче-
ния, и бункер должен иметь необходимый запас руды при конструк-
тивно приемлемых размерах поперечного его сечения. Бункер выпол-
няет роль буфера между цехами дробления и измельчения, работа-
ющими в разных режимах по времени, а также служит для рас-
пределения руды по мельницам, расположенным по всей длине про-
лета измельчения.
Для сыпучих сухих руд применяются бункера прямоугольного
сечения с большим числом отверстий в днище, что облегчает раз-
грузку руды и уменьшает мертвые пространства в бункере. Отвер-
стия в днище бункера делают больших размеров и под ними подве-
шивают металлические разгрузочные воронки, которые можно
в случае необходимости обогревать и оборудовать вибраторами для
облегчения разгрузки руды.
В поперечном сечении бункера размещается несколько рядов
питателей, что позволяет разгружать руду по всему сечению бункера
и способствует усреднению руды, которая становится неоднородной
по крупности вследствие сегрегации ее при загрузке в бункер.
По строительной стоимости экономичны бункера-силосы цилин-
дрической формы, они возводятся из железобетона, с тонкими стен-
ками. По условиям разгрузки силосы мало отличаются от бункеров
прямоугольного сечения.
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
371
Форма бункера дробленой руды в цехе измельчения выбирается
путем сравнения возможных вариантов строительного решения.
При корытных бункерах прямоугольного сечения один ряд колонн
бункера используется одновременно для пролета измельчения. Это
рационально, так как тяжелые колонны бункера воспринимают
и нагрузку от мостового крана. При цилиндрических бункерах
колонны пролета измельчения возводятся отдельно стоящими.
Для снижения затрат на буферные емкости на некоторых обога-
тительных фабриках большой производительности строят отдельный
полубупкерный склад дробленой руды, и руду в пролет мельниц
подают конвейерами по отдельным галереям (рис. 103 [42]).
Рис. 103. Полубункерный склад дробленой руды, заменяющий бункер при
цехе измельчения
Такое решение особо выгодно на фабриках с мощными секциями
измельчения при установке в первой стадии измельчения стерж-
невых мельниц. В этом случае получается мало точек подачи руды
и галерей со склада в цех измельчения, создается возможность хорошо
осветить пролет мельниц, так как одна стена здания цеха оказы-
вается свободной.
Для снижения расхода энергии на подачу слива мельницы в клас-
сификатор и песков классификатора в мельницу стремятся цикл
мельница — классификатор замкнуть самотеком. При этом должны
выдерживаться минимально допустимые уклоны желобов слива
мельницы в классификатор и песков в мельницу (см. табл. 81).
Размеры, определяющие взаимное положение мельницы и клас-
сификатора, выясняются построением эпюры замыкания цикла
подобно изображенной на рис. 104.
Расстояние А между осью мельницы и осью классификатора
определяется по габаритам машины, зазор между кожухом венца
мельницы и корытом классификатора принимается около 150—
200 мм. Линию днища желоба песков строят под принятым углом
наклона из нижней точки вертикального диаметра окружности,
описанной радиусом R черпака улиткового питателя мельницы.
24*
372	Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Днище желоба слива мельницы подводят к классификатору на 100—
200 мм ниже уровня зеркала пульпы (размер F). Расстояние М
от дна желоба слива до оси мельницы назначают таким, чтобы между
кромкой разгрузочной горловины мельницы и дном желоба был
зазор не менее 50 мм. Параметры сопряжений стандартных мельниц
и классификаторов приводятся в литературе 182, 88].
При больших размерах мельниц или для получения тонкого
слива возникает необходимость замыкания их с большими двух-
Рис. 104. Эпюра самотечного замыкания мельницы с двухспиральным
классификатором
спиральными классификаторами и даже с двумя классификаторами.
В этом случае в замкнутом цикле с мельницами второй стадии измель-
чения следует устанавливать гидроциклоны, с успехом заменяющие
громоздкие классификаторы.
Если мельницу и классификатор невозможно замкнуть самоте-
ком, то прибегают к подъему слива мельницы в классификатор при
помощи улиткового подъемника (подобного улитковому питателю
мельницы), насоса или элеватора. В редких случаях для транспор-
тирования песков классификатора устанавливают винтовые конвей-
еры (шнеки).
Для улавливания мелких шаров и скрапа на разгрузочной цапфе
мельницы следует укреплять небольшие барабанные грохоты (бутары)
из листовой стали с отверстиями около 10 мм. На потоках слива
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
373
классификаторов предусматривают устройства для улавливания
и удаления щепы из пульпы.
Размещение оборудования в цехе измельчения в плане и по высоте
должно допускать удобную установку опробователей и контрольно-
измерительной аппаратуры (конвейерных весов, автоматов для регу-
лирования цикла измельчения, плотности пульпы и др.). Длина
конвейера, подающего руду в мельницу, должна быть достаточной
Рис. 105. Схемы размещения оборудования в цехе
измельчения при расположении мельниц в один ряд:
1 — сбрасывающая тележка конвейера; 2 — бункер; 8 —
питатели; 4 — сборные конвейеры; 5 — наклонные кон-
вейеры; 6 — конвейерные весы; 7 — мельницы; 8 — клас-
сификаторы
для правильной установки автоматических весов (от оси ведомого
барабана до весов 6—7 м). Для этого иногда приходится сборные
конвейеры смещать от оси бункера в сторону, противоположную
пролету мельниц.
Применяются следующие схемы размещения оборудования в цехе
измельчения (рис. 105):
а — мельницы и классификаторы располагаются в один ряд,
оси мельниц перпендикулярны оси бункера. Достоинства схемы —
простота и четкость, небольшой пролет цеха, удобство обслужи-
вания. Особенно часто зтот вариант применяется для схем измель-
чения в одну стадию, он может применяться и при двухстадиальном
измельчении. В последнем случае слив классификатора первой ста-
374
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
дии измельчения поступает через насос в гидроциклоны мельниц
второй стадии измельчения;
б — мельницы и классификаторы располагаются в один ряд,
оси мельницы параллельны оси бункера, что позволяет несколько
уменьшить ширину цеха при увеличении его длины;
е — мельницы располагаются в один ряд, а классификаторы
образуют второй ряд, оси
Рис. 106. Схема размещения
оборудования в цехе измель-
чения при расположении мель-
ниц в два ряда:
1 — наклонные конвейеры в мель-
ницу; 2—мельницы первой стадии
измельчения; з—мельницы второй
стадии измельчения; 4 — насосы;
3 — гидроциклоны
мельниц и классификаторов перпендику-
лярны оси бункера. Разгрузочные гор-
ловины мельниц обращены к бункеру.
Самотечное сопряжение возможно при
установке спиральных классификато-
ров. При таком размещении обору-
дования удается уменьшить общую
длину цеха за счет увеличения его
ширины.
На обогатительных фабриках боль-
шой производительности для уменьше-
ния длины цеха измельчения мельницы
располагают в два параллельных ряда.
При этом возможно много вариантов
компоновки цеха в зависимости от схемы
измельчения и применяемого оборудо-
вания. Двухрядное расположение мель-
ниц применяется главным образом при
двухстадиальных схемах измельчения.
Схема размещения оборудования
в цехе измельчения при расположении
мельниц в два ряда показана на
рис. 106.
В первом ряду (к бункеру) уста-
новлены стержневые мельницы, а на
более низких отметках поставлены ша-
ровые мельницы второй стадии измель-
чения в замкнутом цикле с гидроцик-
лонами.
Полы в цехе измельчения делаются бетонные с крутым уклоном
до 10% для облегчения смыва рудной просыпи и переливов пульпы.
Площадки обслуживания устраиваются приблизительно на уровне
верхнего обреза фундамента коренных подшипников мельницы пли
.электродвигателя привода. Мельницы должны быть так подняты
над полом, чтобы высота под площадками была не менее 1,7—2 м
для легкой уборки полов.
Пролет измельчения, включая и ремонтно-монтажную площадку,
оборудуется мостовым краном. Если устанавливается более 12 мель-
ниц, то грузоподъемность крана назначается исходя из возможности
подъема одной мельницы с нагрузкой (включая шары и пульпу).
При меньшем числе мелышц грузоподъемность крана должна быть
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации 375
достаточной для подъема барабана мелышцы без измельчающей
среды и футеровки.
При большом числе мельниц крупного размера и большой длине
цеха измельчения в пролете иногда устанавливают два мостовых
крана. Второй кран — вспомогательный грузоподъемностью 10—20 rn-
устанавливают на нижних подкрановых путях для подачи стерж-
ней в мельницы, обслуживания классификаторов и т. д. Для уста-
новки второго крана приходится несколько увеличивать высоту
здания цеха измельчения, так как малый кран не вполне вписывается
в зону подъема большого крана, и потому такое решение должно быть
хорошо обосновано.
Мельницы с гидроциклонами, предназначенные для измельче-
ния промпродуктов, устанавливаются в пролете цеха измельчения
или же на нижнем уступе здания цеха флотации. Выбор места для
установки мельниц зависит от их числа и размера, а также и от раз-
мещения оборудования в цехе флотации. Если мельниц для доизмель-
чения промпродуктов много и по размеру они такие же, как и рудные
мельницы, то удобно их все собрать в одном пролете цеха измель-
чания, но если при этом протяженность обогатительной фабрики
резко возрастает, то можно для промпродуктовых мельниц запро-
ектировать отдельный пролет.
Если для измельчения промпродуктов требуется одна или две
мельницы малых размеров, то при выборе места для их установки
следует исходить из условия наименьших перекачек пульпы. Обычно
эти мельницы устанавливают на нижнем уступе здания цеха фло-
тации.
Цохи флотации оборудуются флотационными машинами, контакт-
ными чанами, насосами, реагентными питателями, воздуходувками
(если применяются пневматические флотационные машины). Наи-
большую площадь в цехе флотации занимают флотационные машины,
и размещение их составляет главную задачу компоновки цеха.
При проектировании цеха флотации необходимо компактно раз-
местить оборудование и предусмотреть удобное его обслуживание
при минимальном количестве установленных насосов. Следует также
стремиться к уменьшению объема перекачиваемых продуктов, к со-
кращению высоты подъема и расстояний перекачивания, по возмож-
ности уменьшать перекачивание пенных продуктов.
Секция в цехе флотации часто соответствует секции в цехе измель-
чения. Но каждая секция, в свою очередь, может состоять из несколь-
ких параллельно действующих подсекций.
Число параллельно действующих механических флотационных
машин в операциях основной и контрольной флотации следует выби-
рать так, чтобы минутный дебит пульпы для каждой машины был
от 1,2 до 2,0 объемов ее камеры. 1
1 См. главу V, § 8.
376	Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Если обогатительная фабрика перерабатывает один сорт руды,
то в цехе флотации можно запроектировать моносекцию, т. е. пульпу
со всех агрегатов измельчения насосом направить в общий пульпо-
отделитель и уже оттуда развести по флотационным машинам.
При моносекции упрощается подача и дозировка реагентов,
так как число точек их загрузки будет минимальным, упростится
Схема флотации
ОсноВнал
флотация
_	1	Контрольная
Перечистка	флотация
Концентрат
Хбссты
Рис. 107. Варианты распределения по операциям камер фло-
тационных машин при одной и той же схеме флотации руды
также наблюдение за технологическим процессом и стабилизируются
показатели обогащения по фабрике.
В случае остановки подсекции или одной линии флотационных
машин на ремонт пульподелитель должен равномерно разделить
пульпу по остальным подсекциям или параллельно действующим
линиям с некоторым избытком против нормальной подачи. При оста-
новке одного агрегата в цехе измельчения флотационные машины
оказываются равномерно недогруженными.
Для компактного решения компоновки всего главного корпуса
обогатительной фабрики желательно, чтобы длина секции флотации
в направлении, параллельном оси бункера, равнялась длине сопря-
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
377
женной с ней секции измельчения, а длина каждой флотационной
машины в ряду была одинаковой, т. е. в каждой машине было одно
и то же число камер.
Допустим, что необходимо разместить флотационные машины
для флотации руды по схеме рис. 107, причем для основной флотации
требуется по расчету 20 камер, для флотации хвостов 16 и для пере-
\ Концентрат 2 \ Концентрат/
Рис. 108. Типичные примеры совмещения двух техно
логических операций в одной флотационной машине
чистки концентрата 4, т. е. всего 40 камер. Далее, пусть длина сек-
ции измельчения и длина секции флотации оказываются согласо-
ванными при расположении параллельно оси бункера 10 камерных
флотационных машин.
Размещение флотационных машин в пять рядов с различным
числом камер в каждой машине (вариант а) — нерационально, так
как при этом часть площади пола пустует. Лучше расположить
машины по 10 камер в четыре ряда (вариант б), при этом одинаковое
число камер в каждой машине получается при выполнении в одной
машине разных операций, а также одной операции в нескольких
машинах.
Типичные примеры совмещения двух технологических операций
в одной флотационной машине приведены на рис. 108.
378
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Если у торца флотационной машины необходимо установить
контактный чан, то лучше иметь разное число камер в отдельных
машинах. Варианты размещения флотационных машин с установкой
Вариант^
Рис. 109. Варианты размещения флотацион-
ных машин с установкой контактного чана
перед флотацией
контактного чана перед
флотацией показаны на
рис. 109. В варианте б до-
стигается лучшее исполь-
зование площади пола.
Для уменьшения числа
насосов следует совместно
перекачивать промпро-
дукты, объединяемые в по-
следующей	операции
(рис. 110). Например, при
обработке руды по схеме
а хвосты от перечистки
концентрата и пенный про-
дукт от контрольной фло-
тации хвостов, флотируе-
мые в последующем вместе,
следует перекачивать од-
ним насосом. Если слив
классификатора подни-
мается в основную флота-
цию насосом, то в тот же
насос должны направ-
ляться все промпродукты,
возвращаемые в эту опе-
рацию (схема б). Перека-
чивание центробежными
насосами флотационных
концентратов и промпродуктов с устойчивой пеной затруднено,
поэтому следует избегать подъема таких продуктов насосами.
а
Слаб
классификатора
Основная
флотация
Перечистка
Концентрат
Х1осты
Контрольная
флотация
0	Слив
классификатора
Основная флотация ]1
Концентрат J Хвосты
Рис. НО. Примеры совместного перекачи-
вания продуктов флотации
В некоторых случаях приходится вводить предварительное физико-
химическое разрушение пены.
Для уменьшения числа насосов можно подсасывать промпро-
дукты импеллером механических флотационных машин. Для машин
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
379
типа «Механобр» надежное подсасывание промпродуктов происхо-
дит с расстояния 4—6 камер. При большем числе камер уклон желоба
получается недостаточным, и последний будет забиваться, особенно
при малых разбавлениях транспортируемого продукта водой или
при содержании в нем зерен высокой плотности. Условия подсасы-
вания улучшаются, если рабочую зону импеллера изолировать от
доступа воздуха. Рекомендуемые уклоны пенных желобов флота-
ционных машин приведены в табл. 84.
Рис. 111. Схема пенного желоба флотационной машины при
подсасывании
Схема пенного желоба флотационной машины при подсасывании
изображена на рис 111, уклоны желобов, которые получаются
для машин разных размеров при подсосе, приведены в табл. 85.
Таблица 84
Уклоны пенных желобов флотационных машин
Транспортируемые продукты	Максималь- ная длина односкатного желоба, м	Максималь- ный уклон желоба, %
Коллективные сульфидные концентраты, получае- мые после грубого помола руды, с большим ко- личеством пирита, направляемые в десорбцию без добавления воды		ю	15
То же, с добавлением смывной воды, направляе- мые в перечистку				10	10
Окончательные свинцовые, медпые, цинковые, пи- ритные концентраты, направляемые в сгущение, когда по условиям сгущения допустимо их раз- жижение смывной водой до 20—25% твердого . .	20	7
Приняв минимальный допустимый уклон желоба, определяют
по табл. 85, сколько камер можно перекрыть пенным желобом при
подсасывании.
Ширину пенных желобов и диаметры выводных труб назначают
по табл. 86. При большом числе камер на отдельные операции не
удается воспользоваться подсосом для циркуляции продуктов
в машине и приходится предусматривать много насосов.
380
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Таблица 85
Уклоны желобов (%) для пенных продуктов флотационных машин типа
«Механобр» конструктивно получающиеся в зависимости от числа камер,
перекрываемых односкатным желобом (рис. 111)
Номер машины	Число камер, перекрываемых односкатным желобом									
	1	2	3	4	5	6	7	8	9	10
1	36,5	21,9	15,6	12,1	10,0	8,4	7,3	6,4	5,8	5,2
2	36,7	21,8	15,6	12,1	10,0	8,4	7,3	6,4	5,8	5,2
3	35,0	19,7	14,3	11,0	9,0	7,6	6,6	5,8	5,2	4,7
4	34,8	20,8	14,9	11,6	9,5	8,0	6,9	6,1	5,5	5,0
5	27,2	16,3	11,6	9,1	7,4	6,3	5,4	4,8	4,3	3,9
6	19,8	11,8	8,5	6,6	5,4	4,5	3,9	3,5	3,1	2,7
7	14,6	8,8	6,3	4,9	4,0	3,4	2,9	2,6	2,3	2,1
Примечание. У первой камеры желоб опущен ниже края порога на 50 мм.
Таблица 86
Рекомендуемые размеры пенных желобов и выводных труб для флотационных
машин типа «Механобр» (рис. 111)
Номер машины	Наружный диаметр трубы d, мм		Ширина желоба В, мм		Высота наруж- ного борта же- лоба Н, мм
	максимум	минимум	максимум	минимум	максимум
1	70	60	100	100	300
2	89	60	150	100	300
3	114	70	200	150	300
4	133	70	200	150	300
5	159	89	250	200	300
6	219	140	300	250	300
7	299	168	400	350	300
В некоторых случаях можно уменьшить число насосов, разделив
общий поток пульпы на ряд параллельных потоков (рис. 112). При
этом необходимо, чтобы минутные дебиты пульпы в операциях основ-
ной и контрольных флотаций были не менее 1,2—2,0 объемов камеры
флотационной машины, а общее число камер для этих операций —
не менее 6 *.
При размещении флотационных машин по высоте следует руко-
водствоваться минимальными уклонами самотечных трубопроводов
по табл. 87.
* См. главу V, § 8.
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
.381
Таблица 87
Минимальные уклоны самотечных трубопроводов в цехе флотации
Транспортируемые продукты	Содержание твердого в пульпе по весу, %	Уклон самотечной трубы, %
Сульфидные коллективные концентраты с большим содержанием пирита, полученные после крупного измельчения руды, направляемые в десорбцию с сернистым натрием без добавления воды . . .	40	10
То же, с добавлением смывной воды, направляв- мне в перечистку 		25-30	7
Окончательные свинцовые, медные, цинковые и другие концентраты, направляемые в сгущение, когда по условиям* сгущения допустимо разжи- женпе смывной водой 		20-25	4
То же, концентраты после сгущения		50—70	7
Примечание. Уклоны труб указаны для прямых
Примечание. Уклоны труб указаны для прямых участков. Если имеются пово-
роты и колена, уклоны должны быть увеличены в 1,2—1,3 раза.
Рис. 112. Варианты распределения пульпы по камерам флотационных машин:
а — вариант с подсосом пенных продуктов; б — вариант с насосами
Для установки механических пробоотборников в желобах и трубо-
проводах предусматриваются перепады по высоте приблизительно 1 м.
382
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Для разделения пульпы перед флотационными машинами исполь-
зуют пульподелители различных конструкций (рис. ИЗ).
Пульподелители с вращающейся воронкой применяют для круп-
нозернистых пульп и при малых их расходах. На тонкоизмельчен-
ных пульпах при значительных расходах успешно работают пуль-
поделители типа Сегнерова колеса. При большой объемной произ-
Рис. 113. Пульподелители:
а — типа Сегнерова колеса; б — коробка с распределением через затопленные насадки; в —
вращающаяся воронка с приводом; г — пилиндрическая коробка с распределением через
затопленные насадки
водительностп применяют пульподелители с патрубками. Равномер-
ное распределение пульпы в них обеспечивается истечением ее через
одинаковые патрубки-насадки под одним и тем же гидростатическим
давлением.
Флотационные машины в цехе флотации размещаются парал-
лельно или перпендикулярно оси бункера. Параллельное располо-
жение машин возможно при крутом и пологом или горизонтальном
рельефе площадки, на которой располагается цех. Перпендикуляр-
ное оси бункера размещение флотационных машин можно принимать
только при слабонаклонпых и горизонтальных площадках.
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
383
Цехи измельчения и флотации на большинстве обогатительных
фабрик компонуются по уступчато-одноэтажной схеме. В отдельных
пролетах, при крутом рельефе площадки, флотационные машины
могут устанавливаться на двух этажах. Центробежные насосы уста-
навливаются на нижних уступах, а также в зумпфах и траншеях
верхних уступов. Желательно насосы собрать в одном или в несколь-
ких отдельных местах и устанавливать их в ряд для удобства
обслуживания одним краном или тельфером.
На первой стадии проектирования не следует стремиться к стес-
ненному размещению оборудования и узким проходам. Необходимо
помнить, что в цехе будет еще установлено вспомогательное обору-
дование и другие устройства — механические пробоотбиратели,
приборы контроля и регулирования, пусковые устройства электро-
двигателей, отопительная и вентиляционная аппаратура, воздухо-
и водопроводы.
Примеры размещения оборудования в цехах измельчения и флотации
Главный корпус обогатительной фабрики большой производи-
тельности для медио-пикелевых руд (рис. 114) [39, 57]. Бункера дробленой
руды — призматические, прямоугольного сечения (ящичного типа), с металли-
ческими разгрузочными воронками, допускающими их обогрев и применение
вибраторов для облегчения разгрузки. Под бункером два ряда разгрузочных
отверстий, оборудованных питателями, и две параллельные линии сборных кон-
вейеров. На наклонных конвейерах, подающих руду в мельницы, установлены
весы. Мельницы расположены в один ряд. В каждой секции первая мельница —
стержневая 3200 X 4500 jmjm работает в открытом цикле, слив ее поступает
в спиральный классификатор, с которым замкнута шаровая мельница 3600 X
X 5000 мм. Мельницы доизмельчения промпродуктов работают' в замкнутом
цикле с гидроциклопами. Пролет мельниц обслуживается краном грузоподъем-
ностью 250/30 т. Следующий пролет занят трансформаторными подстанциями
и электрораспределительными пунктами. На площадках между электропомеще-
ниями установлены реагентные питатели. Нижняя часть этого же пролета занята
насосами. Флотациопныо машины «Мехапобр 7» размещены в 7 рядов в одном
пролете и обслуживаются крапом грузоподъемностью 5 т. Сгустители для пром-
продуктов занимают последний пролет здания.
Главный корпус обогатительной фабрики большой производи-
тельности для медных руд (рис. 115) [57]. Ширина бункера дробленой руды
15 м. Бупкер ящичного типа, загружается двумя конвейерами. Для разгрузки
имеется три ряда отверстий с металлическими воронками и три параллельных
ряда сборных конвейеров. На наклонных конвейерах, подающих руду в мель-
ницы, установлены весы. Шаровые мельницы 3600 X 4000 мм размещены в один
ряд. Мельницы первой стадии работают в замкнутом цикле с двухспиральными
классификаторами со спиралями диаметром 3 м. Мельницы второй стадии
и доизмельчения промпродуктов замкнуты с гидроциклонами. Пыль и просыпи
с полов в пролете измельчения смываются в отстойные зумпфы, откуда осадок
удаляется грейфером и перекачивается вертикальными насосами в процесс.
Мостовой крап в отделении мельниц имеет грузоподъемность 250 т. К пролету
измельчения примыкает пролет для электрооборудования. Следующий пролет
занят оборудованием для выщелачивания и цементации труднообогатимых
окисленных руд, перерабатываемых по схеме проф. Мостовича. Флотационные
машины «Механобр 7» размещены в двух пролетах по 24 м. Над машинами
установлены краны грузоподъемностью 5 т.
25 заказ 760.
35,985
Рис. 114. Главный корпус обогатительной фабрики большой производительности для медно-никелевых руд
Рис. 115. Главный корпус обогатительной фабрики большой производительности для медных руд
386
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
§ 6.	Размещение оборудования в цехах магнитного
обогащения
При проектировании магнитообогатительных фабрик для желез-
ных руд с сухой магнитной сепарацией часто применяется много-
этажная схема размещения оборудования (рис. 116).
В верхнем этаже фабрики располагается бункер с питателями,
подающими руду на предварительное грохочение перед магнитной
Рис. 116. Магнитообогатительная’фабрика для железных руд с сухой магнитной
сепарацией
сепарацией. В следующем за ним этаже размещены грохоты и маг-
нитные сепараторы. В нижних этажах проходят конвейеры для
продуктов обогащения. При крутом уклоне площадки фабрики
оборудование ее можно размещать также по уступчато-одноэтажной
схеме.
На магнитообогатительных фабриках для тонковкрапленных
магнетитовых руд, требующих тонкого измельчения и мокрой маг-
нитной сепарации, цехи измельчения и магнитной сепарации компо-
нуются аналогично главным корпусам флотационных фабрик. Все
мельницы и классификаторы или гидроциклоны располагают в одном
пролете, где организуется большая ремонтно-монтажная площадка,
и мельницы обслуживаются мостовыми кранами большой грузе-
Размещение оборудования в цехах магнитного обогащения
387
подъемности. К пролету мельниц примыкает обогатительный цех
с магнитными сепараторами и классифицирующим оборудованием
(гидроциклонами или гидросепараторами), необходимым для обес-
шламливания или уплотнения продуктов обогащения.
Размещение этого оборудования возможно по двум основным
схемам — многоэтажной и уступчато-одноэтажной.
Лучшей признается уступчато-одноэтажная схема, позволяющая
создать свободный высокий машинный зал, обслуживаемый одним
мостовым краном. Почти на всех магнитообогатительных фабриках
для тонковкрапленных магнетитовых руд, построенных за послед-
ние годы, принята уступчато-одноэтажная схема размещения обору-
дования фабрики.
Для уплотнения магнетитового концентрата не требуется боль-
ших сгустителей, в то же время из-за большого выхода концентрата
приходится устанавливать много вакуум-фильтров. Последние раз-
мещаются в пролете обогащения или в соседнем с ним пролете по всей
длине корпуса обогащения.
Склад влажного концентрата строится отдельным зданием или
примыкает к корпусу обогащения.
Площадь, требуемая для магнитных сепараторов, несколько
меньше, чем для флотационных машин, поэтому на магнитообогати-
тельных фабриках получается другое соотношение площадей цехов
измельчения и обогащения, чем на флотационных фабриках. В глав-
ном корпусе флотационных фабрик между пролетом мельниц и фло-
тационных машин часто включают специальный пролет для раз-
мещения электрооборудования. На магнитообогатительных фабри-
ках, для создания больших уклонов желобов и труб для пульпы из
цеха измельчения, пролет обогащения примыкают к пролету мель-
ниц, а электрооборудование размещают в подбункерном и мельнич-
ном пролетах или в специальном пролете между бункерами и мель-
нипами.
По данным института Механобр, для главных корпусов магни-
тообогатительных фабрик большой производительности (более
9 млн. т в год), перерабатывающих тонковкрапленные магнетитовые
руды, на 1 млн. т годовой производительности требуется в среднем
55—70 тыс. м3 строительного объема здания [32].
Сократить строительный объем главного корпуса при проекти-
ровании можно за счет применения оборудования (мельниц) макси-
мальных размеров, замены спиральных классификаторов гидро-
циклонами и уменьшения объемов вспомогательных помещений
(ремонтно-монтажных площадок и Др.).
Примеры размещения оборудования в цехах магнитного
обогащения
Главный корпус магнитообогатительной фаб-
рики Ново-Криворожского горнообогатительного комбината (рис. 117, 118)
[84]. Мельницы расположены в один ряд. В каждой секции стержневая мель-
25*
Г.Р.25.5В
21,25
S r.P.!8Jp
У 13,00
\ Г.Р 8,00
Рис. 117. Главный корпус магнито-
обогатительной фабрики для магне-
титовых кварцитов (разрез, обозна-
чения см. на рис. 118)
(Ново-Криворожский горнообогати-
тельный комбинат)
WWF Т'>ЧЯ!
?ЖГ*
-9J0
— 7500
2^000
5000
6000
63500

3500
lx
6000*60=360000
63500
Рис. 118. Главный корпус магнитообогатительной фабрики для магне-
титовых кварцитов (план) (Ново-Криворожский горнообогатительный
комбинат):
1 — конвейеры ленточные В = 1600 мм; 2 — затвор секторный пневматический;
8 — конвейер В = 1000 мм; 4 — конвейеры наклонные В - 1000 jmjk; 5 — веСы
конвейерные; 6—мельницы стержневые 3200 X 4500 лиц-	__
3600 х 4000 чл<; 8 — классификаторы двухспиральные р = 3000 *«;
сепараторы электромагнитные 600 х 1500 jum; 11, 12 и 13 — лулыюделители;
14 — конусы электромагнитные D = 1600 мм; 15 — гидСоциклоиы D = 750 мм;
16 — вакуум-фильтры барабанные F = 40 м2; ц 7 — cryiTiii'	~
ресиверы; 19 — влагоуловители; 20, 21 и 22 — насосы nrcij
24 — вакуум-насосы Q = 120 м3/мин; 25 — опробов,—
7 — мельницы шаровые
9, 10 —
ель;
ггели D = 6000 мм; 18 —
| вые; 23—воздуходувки,
26 — конвейер В —
“ектрический Q = 2*/5 Д й влектРический Q = 250/30 т; 28 — кран мостовой
нягаОВОЙ.° 10 т;»31 _ ’э^®_и2'Ран “остовойэлектрический Q = 5 т; 30 — кран
I	Мельницы;“-34 —‘стенд	т'- 32 ~ эле«троталь Q = 3 гп; зз —
.“Деление; еИд "ля^пеРеФутеровки спиралей классификаторов;
тальиая кладовая; IV — еч,1о-сварочное отделение; III — инструмен-
материальная кладовая; V — бункера для шаров
Заказ 760.
78500
Рис. 120. Главный корпус магнитообогатитель-
ной фабрики для магнетитовых кварцитов (план)
Второй Южно-Криворожский горнообогатитель-
ный комбинат)
1 — конвейеры ленточные В == 1600 мм; 2 — ватвор
двухсекторный пневматический; 3 — конвейеры В =
«800 млг, 4 — конвейеры наклонные В = 800 мм; S —
весы конвейерные; 6 — мельницы стержневые 3200 х
к 4500 мм; 7 — мельницы шаровые 3600 х 4000 лип;
р — сепараторы электромагнитные 600 х 1500 мм; 9 —
/сепараторы магнитные'500 х 1500 мм; 10, 11 — пуль-
поделители; 12 — гидроциклоны D = 350 мм; 13, 14 —
насосы песковые; 15 — гидросепараторы D = 5000 мм;
16 — ресиверы; п -— вакуум-фильтры дисковые F =
68 м2; 13 — конвейер В = 1000 jkai; 19—кран мостовой
электрический Q = 250/30 т; го — кран мостовой маг-
нитный Q = 20/5 in; 21 — крап мостовой электрический
Q — 10 т; 22 — электроталь Q = 5 т; 23—электро-
таль Q = 2 т; 24 —переключатель пульпы; I—бункера
длн шаров; II 4- £таночно-слесарпое отделение; III —
электроремонтное отделение; IV — инструментальная
кладовая; V — i/уанечно-сварочное отделение; VI — аце-
тиленовая; VII —{помещения распределительных пунк-
тов; VIII — помещения санитарных узлов; IX— ной-
те ра ремонтной службы
390
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
ница работает в открытом цикле, слив ее поступает в классификатор, работа-
ющий в замкнутом цикле с шаровой мельницей. Слив классификатора самотеком
поступает на магнитную сепарацию, где выводится часть отвальных хвостов.
Промпродукт — магнитная фракция доизмельчается в двух шаровых мельницах
в замкнутом цикле с гидроциклонами и классификатором. В мельничном про-
лете два мостовых электрических крана. Магнитные сепараторы, классифициру-
ющее оборудование и насосы размещены в следующем пролете. Фильтры зани-
мают последний пролет. Концентрат ленточными конвейерами передается
на склад (см. рис. 70).
Главный корпус магнитообогатительной фаб-
ри ки Второго Южно-Криворожского горнообогатительного комбината (рис. 119,
120) [84]. Бункера дробленой руды отдельно стоящие имеют цилиндрическую
форму (0 — 12 м). Шестиметровый пролет между бункерами и пролетом мель-
ниц используется для размещения электрооборудования. Мельницы располо-
жены в два ряда. На каждой секции одна стержневая мельница работает в от-
крытом цикле, слив ее проходит магнитную сепарацию, где выделяется часть
отвальных хвостов. Магнитная фракция поступает в две шаровые мельницы,
работающие в замкнутом цикле с гидроциклонами и магнитными сепараторами.
Слив гидроциклонов поступает на магнитную сепарацию. Мельничный зал
обслуживается одним большим и двумя малыми мостовыми электрическими
кранами. Магнитные сепараторы, гидросепараторы, сгустители малого диаметра
и фильтры размещены в одном пролете и обслуживаются одним мостовым кра-
ном. На фабрике классификаторы полностью заменены гидроциклонами, что
позволило уменьшить площадь секции измельчения.
§ 7.	Размещение оборудования на гравитационных
фабриках
Обогатительные фабрики, применяющие гравитационные про-
цессы для обогащения кускового и зернистого материала, обычно
компонуются по многоэтажной схеме.
Типичные примеры многоэтажной компоновки представляют
углеобогатительные фабрики.
Углеобогатительные фабрики с отсадоч-
ными машинами. С целью блокировки цехов все оборудо-
вание фабрики для операций дробления, отсадки, флотации, обез-
воживания продуктов обогащения и сушки размещают в одном
обогатительном корпусе. Цилиндрические сгустители выносятся
в отдельный корпус.
Обогатительный корпус двухсекционной фабрики
с отсадочными машинами, работающими на неклассифицированном угле,
в комплексе с флотацией шламов показан на рис. 121.
Рядовой уголь из приемных устройств подается конвейером на грохот-
дробилку, размещенную над аккумулирующими бункерами. Из бункеров дроб-
леный уголь тарельчатыми питателями, конвейерами и элеваторами подается в
отделение отсадки и по желобам поступает в отсадочные машины. На каждой
секции установлены по две беспоршневые отсадочные машины — одна для
первичной отсадки угля и другая для отсадки'промпродукта. Концентрат обез-
воживается на уравновешенных качающихся грохотах (типа ГУКО) и в центри-
фугах. К отделению отсадки примыкает отделение флотации, обезвоживания
флотационных продуктов и сушки. Шламы из цилиндрических сгустителей,
расположенных в отдельном корпусе, насосом подаются в пульподелители и
распределяются по контактным чанам и флотационным машинам, расположен-
Размещение оборудования на гравитационных фабриках
391
Рис. 121. Обогатительный корпус двухсекционной фабрики с отсадочными
машинами, работающими на неклассифицированном угле:
1 — ленточный конвейер для подачи рядового угля, 2 — грохот-дробилка; 3 — скребковый
конвейер распределительный; 4 — тарельчатые питатели; 5 — ленточный конвейер после
аккумулирующих бункеров; 6 — Влеватор; 7 — беспорпшевая отсадочная машина для пер-
вичной отсадки угля; 8 — то же, для отсадки промпродукта; 9 — обезвоживающие элеваторы;
ю — ленточный конвейер для внергетического угля, 11 — пульподелители; 12 — контакт-
ный чан; 13 — флотационные машины; 14 — осадительные центрифуги; 15 — фильтрующая
центрифуга; 16 — сушильные барабаны; 17 — тарельчатые питатели; 18 — обезвоживающие
грохоты
ч ю д и 2 п д
оройв^о
•о й а д д о д.
•ЕоЗдИЙ
4t»oggSgg
о?о|§1а=I
MlSSSSsS1 । ®„aS
ai§3?§ 1 i3£“S§g4
iag’^gsgg^ I-4-
Яоаэ®Sg§a§ I “c«
3 8'5§,е5п--яв ' Ss-
a»8 -fe t»
о
и я П"
Ьм**1 н ° 1 ,
Leis*1
«-•SWJsS
• -'Бяа§
и a
та s
2 «
s *
w
td
Й2е@--И«ЬмиВ2™5
J Д - • '-' Й “ 14 rf ы. “
_ Я <ой c*s д н . О м о.
392	Размещение оборудования на обогатительной фабрике	Размещение оборудования на гравитационных фабриках
* сэ ьд
со S
_ ме
1 и
о и-Е
гп§т1
|w§sE.‘“.3,g*aS
Эи йи S ни |-’а ч
й ТЭ g 13 I ’I^^Soomo
1яе§&«ея|fg§ig
оЯЙ«оо®’о'^ц°Вв;
&5 S tl Ес§
осаДооопшоЭ Й^
pg»gs»|g|sts°
В 1-’ий2'°§ё?а|я'@.з
В 2ай S §•• ® । ввя щ
В °а й5 о в я “ ° ч 7
и 1
й о
и
"»аЗ
" « Я. “Й S °
Ь , 'лидй--я = дн£
। ймОВ‘-<| В ° 2
Я S к Е У 1з 1 л ” р н In
»
&!?s(r!?oa§“?S I В
a g
to S
==s
Puc. 123. Обогатительный корпус фабрики с суспензионным сепаратором производительностью 100 т/ч
для обогащения энергетических углей:
1 — конвейер для рядового угля; 2 — классификационный грохот; з — конвейер для угольной мелочи; t — сепаратор
суспензионный СК-2; 5 — грохот для обезвоживания концентрата; 6 — грохот для обезвоживания породы; 7 — резер-
вуар для кондиционной суспензии; 8—резервуар для разжиженной суспензии; 9, 10 — насосы для суспензии;
11 — конический сгуститель; 12 — насос для сгущенной суспензии; 13 — бункер для свежего магнетита; 13 — авто-
матический регулятор плотности суспензии; 15 — агрегат для отбора проб; 16 — конвейер для концентрата; 17 —.кон-
вейер для породы; 18 — компрессор для подачи сжатого воздуха в трубопроводы суспензии; 19 — ресивер
394
Размещение оборуд. в сгустителъном, фильтровальном и др. цехах
ным на отметке 24 м над уровнем земли. Ниже размещены осадительные
центрифуги для обезвоживания концентрата и хвостов флотации. На первом
этаже установлены два сушильных барабана.
В плане обогатительный корпус имеет длину 82 -и и ширину 24—30 лц
наибольшая высота здания 35 м.
Углеобогатительные фабрики с суспен-
зионными сепараторами. Для приготовления суспен-
зии чаще используют магнетит плотностью 4,3—4,8 г/см3, измель-
ченный до 95% — 0,06 мм. Расход магнетита составляет 0,3—0,4 кг
на 1 т исходного угля.
Обогатительный корпус фабрики с суспензионными
сепараторами производительностью 500—700 т/ч для обогащения энергетиче-
ских углей показан на рис. 122 [25].
Уголь обогащается до глубины 13 мм с выделением концентрата, промпро-
дукта и породы. Рядовой уголь поступает на валковый грохот, где выделяется
класс крупнее 200 мм, поступающий на выборку щепы и посторонних предметов,
случайно попавших в уголь. Подрешетный продукт валкового грохота идет
на классификационные грохоты для разделения на классы 40—200, 13—40
и 0—13 мм. Классы 40—200 и > 200 мм объединяются и подаются в суспен-
зионный сепаратор СК-4. Класс 13—40 juju поступает во второй такой же сепа-
ратор. Концентрат обоих сепараторов отмывается от суспензии на грохотах.
Крупный концентрат (4-40 ллО дробится до 100 мм и вместе с остальным кон-
центратом направляется на сортировку для получения товарных сортов. Тяже-
лый продукт обоих сепараторов разделяется в третьем суспензионном сепара-
торе СК-3. Промпродукт после отмывки суспензии смешивается с необогащен-
ной угольпой мелочью и шламом и отгружается потребителям. Порода уда-
ляется в отвал. Разжиженная суспензия с грохотов насосом подается на дуго-
вые сита для отделения крупного угольного шлама. Подрешетный продукт
дуговых сит поступает в мокрые магнитные сепараторы, где выделяется магне-
тит, направляемый в классификатор, куда добавляется свежий магнетит для
приготовления рабочей суспензии.
Обогатительный корпус фабрики с суспензионными
сепараторами производительностью 100 т/ч для обогащения энергетических
углей показан на рис. 123.
Уголь обогащается до глубины 25 мм с получением концентрата и породы.
Рядовой уголь разделяется на грохоте на классы крупнее и мельче 25 мм.
Крупный класс обогащается в суспензионном сепараторе СК-2. Концентрат
и порода отмываются от суспензии и обезвоживаются на грохотах. Разжиженная
суспензия сгущается в коническом сгустителе и к ней добавляется свежий маг-
нетит [25].
§ 8. Размещение оборудования в сгустительном, фильтровальном
и сушильном цехах
На обогатительных фабриках малой производительности или на
крупных фабриках, но с малым выходом концентратов устанавли-
вается небольшое число сгустителей и фильтров, поэтому оборудо-
вание для сгущения и фильтрования размещается в одном здании
с основными производственными цехами. Сгустители для промпро-
дуктов, как правило, размещаются в корпусе обогащения с целью
сокращения длины трубопроводов.
Размещение оборуд. е сгустителъном, фильтровальном и др. цехах 395
Если устанавливаются сгустители большого диаметра и много
фильтров, то они выносятся в отдельное здание. Сгустители диа-
метром более 12 м в районах с расчетной температурой минус 20° С
и выше рекомендуется устанавливать без зданий и шатров с утепле-
нием сливного желоба и укрытием насосной установки.
Сушка мелких концентратов связана со значительным пыле-
выделением; обслуживание топок и удаление золы вызывают выде-
ление пыли, тепла и дымовых газов в помещение. Поэтому при боль-
шом количестве концентратов, подлежащих сушке, по санитарно-
гигиеническим соображениям рекомендуется сооружать отдельный
корпус сушки.
На рудных обогатительных фабриках фильтры обычно разме-
щаются вместе с сушилками, так как обезвоженные на фильтрах
концентраты трудно транспортировать ленточными конвейерами.
Часто к фильтровально-сушильному корпусу примыкают корпус
сгущения, склады и погрузочные устройства для концентратов.
При проектировании фильтровально-сушильных корпусов и скла-
дов сухих концентратов следует особое внимание обратить на про-
изводственную санитарию и, в частности, на очистку газов от пыли
и вентиляцию помещений. Топки для твердого топлива должны быть
механические, топливоподача и золоудаление механизируются. При
сушке газом или жидким топливом вопросы обслуживания топок
решаются значительно легче, чем при твердом топливе.
Рекомендуется размещать фильтры по отношению к сгустителям
так, чтобы переливы фильтров можно было возвращать в сгустители.
Возврат переливов на фильтры без их сгущения обводняет питание
фильтров и приводит к накапливанию в нем тонких шламов. Если
перед фильтрованием сгущение пульпы не производится, то для
переливов и фильтрата все же следует установить сгуститель, который
может служить и некоторым буфером, создающим независимость
в работе цехов флотации и фильтрования.
Сгустители малых размеров обычно разгружают через диафраг-
мовые насосы и уже после, если требуется, перекачивают сгущен-
ный продукт центробежными песковыми насосами. Регулировать
разгрузку сгустителя задвижками при малых расходах пульпы не
удается из-за забивки трубопроводов. Сгустители большого размера
можно разгружать центробежными насосами, непосредственно при-
соединенными к разгрузочной воронке сгустителя, устанавливае-
мыми на высоте, обеспечивающей их заполнение пульпой.
Корпус сгущения, обезвоживания, фильтрования
и сушки большой флотационной фабрики, получающей
четыре концентрата, показан на рис. 124.
Здесь размещены также и склады концентратов.
Концентратная пульпа сгущается в пяти сгустителях. Сгущенные продукты
при помощи диафрагмовых и центробежных насосов подаются на барабанные
вакуум-фильтры, расположенные на втором этаже над сушильными бараба-
нами. Обезвоженные на фильтрах концентраты реверсивными конвейерами можно
подать в сушильные барабаны или, минуя сушку, на катучие конвейеры и па
Рис. 124. Корпус сгущения, фильтрования и сушки большой флотационной обогатительной фабрики
для полиметаллической руды:
1 — передвижная вагрувочная воронка; г — кран мостовой грейферный Q = 10 т; 3—крап мостовой ручной
Q = 10 т; 4 — кран мостовой электрический Q = 5 т (на складе контейнеров); 5 — края-балка ручная
Q = 3 т (в помещении вакуумнасосной); 6 — питатели ленточные; 7 — катучий конвейер; 8 — автокар;
S — весы для взвешивания контейнеров; 10—конвейер ленточный; 11—элеватор ленточный; 12 и
13 —батарейные циклоны; 14—контейнеры; 15— барабанный вакуум-фильтр; 16— вагонетка; 17— лопастные
затворы; 18, 19 — сушильные барабаны; го — реверсивный конвейер; 21 — воздуходувка; 22 и 23 — вентиляторы;
24—мокрые фильтры; 25 — винтовой конвейер; 26 и 27— пульподелители; 28 и 29—сгустители; зо, 31 и зг—
диафрагмовые насосы; зз, 34 — насосы песковые; 35 — поршневые вакуум-насосы
п	- о	Размещение оборцд. в сгустителъном, фильтровальном и др. цехах 397
Размещение оборудования на обогатительной фабрике	_______ ™_________________________________________________________ _____________
398
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
склад, представляющий собой траншею, разделенную на отсеки, либо через
воронки малой емкости и ленточные питатели загрузить в контейнеры. Послед-
ние автокарами отвозятся на склад. Траншейный склад обслуживается двумя
грейферными кранами, которыми через катучие разгрузочные воронки концен-
траты можно грузить в ж.-д. вагоны. На складе контейнеров установлены два
крана грузоподъемностью по 5 т для погрузки контейнеров на платформы (или
автомобили). Дымовые газы сушильных барабанов очищаются в батарейных
циклонах и мокрых пластинчатых фильтрах, работающих последовательно.
Рис. 125. Корпус фильтровально-сушильного цеха с барабанными сушилками
большой производительности:
1 — вакуум-фильтры с внутренней фильтрующей поверхностью; 2 — сушильный барабан;
3 — топка сушильного барабана с механическим забрасывателем угля; 4 — батарейный
циклон; 5 — электрофильтр; 6 — скруббер для мокрой очистки газа; 7 — дымосос; 8 и S —
вибрационные трубы-конвейеры для сухого продукта; 10 — пульподслитель перед вакуум-
фильтрами; 11 — кран-балка Q = 5 tn; 12 — кран-балка Q = 3 т; 13 — конвейер для подачи
угля; 14 — бункер для угля перед топками
Мокрые фильтры установлены на площадке вакуум-фильтров. Вакуум-насосы
установлены в изолированном помещении, примыкающем к цеху сгущения.
Здесь же расположена трансформаторная подстанция. По фронту сушилок
проложен узкоколейный путь для доставки топлива и отвозки золы. Бытовые
помещения размещены в двухэтажной пристройке к цеху сгущения. Размеры
корпуса в плане (без склада контейнеров) 94 х 54 ж.
Корпус фильтровально-сушильного цеха с барабан-
ными сушилками большой производительности показан на рис. 125.
Барабанные фильтры с внутренней фильтрующей поверхностью устано-
влены на втором этаже здания над сушильными барабанами — по два фильтра
на каждый барабан. Пульпа, подлежащая фильтрованию, подается в централь-
ный пульподелитель, установленный выше фильтров на площадке второго этажа.
Это создает маневренность в загрузке фильтров и сушильных барабанов. Пере-
ливы пульпы из фильтров подаются в сгуститель и после уплотнения возвра-
щаются в пульподелитель. Дымовые сушильные газы выносят мелкий концентрат
Размещение оборуд. в сгустительном, фильтровальном и др. цехах 399
в количестве до 150—200 г/м3 газа. Очистка газов производится в три ступени:
сначала горячие газы проходят батарейный циклон, затем трехпольный электро-
фильтр и окончательно промываются в скруббере. Очищенный и охлажденный
Рис. 126. Корпус сушильного цеха углеобогатительной ^фабрики с трубой-
сушилкой:
1 — конвейер для подачи сырого угля; 2 — бункер сырого угля; з —'питатель-вабрасыватель;
4—труба-сушилка; 5 — циклон; 6 — батарейный циклон; 7 — вентилятор-дымосос; 8 —
выхлопная труба вентилятора; S — выхлопная труба циклона; 10 — конвейер высушенного
угля; 11 — конвейер для подачи топлива; 12 — бункер топлива; 13 — дутьевые вентиляторы;
14 — шахтная мельница; 15 — топка
газ дымососом выбрасывается в атмосферу. Скруббер выполняет роль теплооб-
менника: промывные воды отбирают тепло от очищаемого газа и используются
для подогрева пульпы перед флотацией. Вместо скрубберов можно применить
пенные газовые фильтры, которые также отбирают тепло очищаемых газов.
Высушенный концентрат и пыль, уловленная в батарейных циклонах и электро-
фильтрах, транспортируется герметическими вибрационными трубными кон-
вейерами, что сводит до минимума распыление концентратов и позволяет создать
400
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
нормальные санитарные условия в производственных помещениях и галереях.
Топки сушильных барабанов — угольные с механическим забрасыванием
топлива. Под топками имеется зольный подвал. Зал фильтров обслуживается
кран-балкой грузоподъемностью 5 т. Над электрофильтрами для смены элек-
тродных пластин также установлена кран-балка грузоподъемностью 3 т. При-
воды барабанов обслуживаются электротельфером. В направлении, перпендику-
лярном плоскости рисунка, для одного агрегата фильтры — печь — газочпстка
достаточно пролета шириной 7—8 ж.
На углеобогатительных фабриках для сушки мелкого концен-
трата (мельче 13 мм) часто применяют трубы-сушилки. На каждую
трубугсушилку можно иметь свою топку (агрегатная схема) или на
несколько труб-сушилок устраивается одна топка и горячие газы
распределяются по сушилкам (неагрсгатпая схема).
Корпус сушильного цеха углеобогатительной
фабрики с трубой-сушилкой показан на рис. 126. Топка шахтно-мельнпч-
пого типа, общая па несколько труб-сушилок. Очистка дымовых газов произво-
дится в циклонах, внизу трубы-сушилки установлен конвейер для провалива-
ющегося продукта [119].
§ 9.	Подъемно-транспортные устройства
Подъемно-транспортные устройства по своему назначению могут
быть эксплуатационными или ремонтно-монтажными. К эксплуата-
ционным подъемно-транспортным устройствам относятся грейфер-
ные краны на складах глинистых и вязких руд или на складах влаж-
ных мелких концентратов; тельферы с грейферами для разгрузки
дренажных отстойников и зумпфов; тельферы для доставки контей-
неров с шарами к мельницам; мостовые краны с подвесными магни-
тами для погрузочно-разгрузочных операций с шарами и стержнями.
Ремонтно-монтажные подъемно-транспортные устройства устана-
вливаются над машинами, имеющими сменные части весом более
50 кг. Тип грузоподъемного устройства выбирается в завпсимости
от числа и расположения обслуживаемых машин, принятого способа
ремонта и требуемой грузоподъемности.
Неподвижные тали служат для перемещения груза
только в вертикальном направлении, применяются для монтажа
и ремонта отдельно стоящих машин. Грузоподъемность талей обычно
до 10 т (бывает и до 20 т), а нормальная высота подъема 3 м. Спе-
циальные тали имеют подъем до 12 м. Привод ручной.
Тали на монорельсовых тележках (кошках)
позволяют перемещать груз в горизонтальном направлении — по
оси монорельса. Грузоподъемность талей — до 5 т, они устанавли-
ваются для обслуживания легкого оборудования, располагаемого
в один ряд, при малой длине горизонтального перемещения.
Электрические тельферы имеют грузоподъемность
до 5 т, устанавливаются при значительной длине перемещения груза
по горизонтальному пути — над насосами, флотационными маши-
нами и т. д.
Подъемно-транспортные устройства
401
Мостовые краны применяются при ремонтах и монтаже
тяжелого оборудования, а также в тех случаях, когда необходимо
обслужить площадь, на которой размещены в несколько рядов много
легких агрегатов.
Грузоподъемность подъемно-транспортных устройств назначается
в зависимости от принятого способа ремонта оборудования —
сменно-узлового или сменно-машинного. Способ ремонта выбирается
в зависимости от общего веса машины, веса сменного узла дета-
лей, допустимой продолжительности ремонта, числа установлен-
ных машин, конструктивных особенностей машины и способа ее
установки.
Чтобы не увеличивать грузоподъемность мостовых крапов, реко-
мендуется для всех типов дробилок применять сменно-узловой спо-
соб ремонтных работ. Грузоподъемность кранов назначают: для
щековых дробилок — по весу подвижной щеки; для конусных дро-
билок крупного дробления — по весу дробящего конуса с травер-
сой; для конусных дробилок поддрабливания (редукционных) —
по весу дробящего конуса с траверсой или по весу верхней части
корпуса; для конусных дробилок среднего и мелкого дробления —
по весу дробящего конуса или — при каскадном размещении дроби-
лок в двух уровнях — по весу станины, пружин и опорного кольца
(станины в сборе).
Если устанавливается больше 12 дробилок для среднего и мел-
кого дробления, то рекомендуется принять сменно-машинный способ
ремонтов с переносом всей машины в собранном виде на ремонтную
площадку.
Грузоподъемность ремонтных мостовых кранов в корпусах круп-
ного, среднего и мелкого дробления по нормативам института Меха-
нобр приведена в табл. 88.
Переклассификацию дробящей нагрузки, смену футеровки и дру-
гой ремонт стержневых и шаровых мельниц организуют по одному
из следующих способов:
1.	На месте установки, не снимая мельницы. Применяется при
числе установленных мельниц 4—6. Грузоподъемность крана выби-
рают по весу узла, включающего барабан, обе торцовые крышки,
вепцовую шестерню и питатель.
2.	Дробящая среда и пульпа выгружаются из мельницы на месте
установки, барабан мельницы с футеровкой переносится на ремонт-
ную площадку. Применяется при числе однотипных мельниц 6—10
и при числе мельниц двух или трех типов 8—16. Грузоподъемность
крана принимают по весу собранного барабана с фугеровкой, но без
шаров.
3.	Барабан мельницы с дробящей средой и пульпой переносится
па ремонтную площадку. Применяется при числе мельниц больше 12.
При установке в цехе измельчения мельниц разных размеров
возможен и комбинированный метод их ремонта, например: мель-
ницы меньшего размера ремонтируются по третьему способу, а боль-
26 Закаа 760.
402
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Таблица 88
Грузоподъемность ремонтных мостовых кранов в корпусах крупного, среднего
и мелкого дробления
Типы дробилок	Общий вес без электро- оборудова- ния, т	Грузоподъемность крана, т	
		при сменно- увловом методе ремонта	при сменно- машинном методе ремонта
Щековые (с простым качанием щеки)			
ЩКД-900Х1200	67,0	15/3	—
ЩКД-1200Х1500	141,8	30/5	—
ЩКД-1500 Х2100	251,8	50/10	—
Конусные крупного (первичного) дроб- ления			
ККД 500	38,5	20/5	—
ККД-900	142,0	75/20	—
ККД-1200	235,0	100/20	—
ККД 1500/180	414,8	150/30	—
КК Д-1500/300	605,1	200/30	—
Конусные редукционные крупного (вто- ричного) дробления			
КРД-500	94,0	75/20	—
КРД-700	133,6	100/20	—
КРД-900	261,5	200/30	—
Конусные среднего и мелкого дроб- ления			
КСД-1200 А и Б КМД-1200	}	26,6	15* 3	—
КСД-1750 А и Б КМД-1750	}	48,0	20/5* 10	50/10
КСД-2200 А и Б КМД-2200-400	}	80,7	50/10 * 20/5	100/20
КМД-2200-600	89,2	50/10* 20/5	100/20
* в числителе указана грузоподъемность крана по весу станины, в внаменателе — по
весу одного конуса.
шие мельницы переносятся на ремонтную площадку без дробящей
среды.
Грузоподъемность ремонтных мостовых кранов в пролетах измель-
чения по нормативам института Механобр приведена в табл. 89.
П одъемно-транспортные устройства
403
Таблица 89
Грузоподъемность ремонтных мостовых кранов в пролетах измельчения
Тилы мельниц	Грузоподъемность крана в тоннах		
	первый способ ремонта	второй способ ремонта	третий способ ремонта
Стержневые 900X1800	5	5	10
1200X 2400	10	15/3	20/5
1500X3100	15/3	20/5	50/10
2100 X 3000	50/10	50/10	100/20
2700 X 3600	—	100/20	150/30
3200 X 4500	100/20	150/30	250/30
3600x5500	125/20	200/30	350/50
Шаровые с центральной раз- грузкой 900X1800	5	5	10
1200 x 2400	10	15/3	30/5
1500X3100	15/3	20/5	30/5
2100 X 3000	50/10	50/10	75/20
2700 x 3600	—	100/20	125/20
3200 X 4500	100/20	150/30	250/30
3600 X 5500	125/20	200/30	350/50
Шаровые с решеткой 900X900	5	10	10
1200x1200	10	10	15/3
2100X1500	—	50/10	50/10
2100 x 2200	—	50/10	75/20
2700x 2100	—	75/20	100/20
2700 x 2700	—	75/20	125/20
3200 X 3100	—	100/20	150/30
3600 X 4000	75/20	200/30	250/30
3600 x 5000	125/20	200/30	350/50
На некоторых обогатительных фабриках в пролете измельчения
устанавливают по два крана — большой и малой грузоподъемности
(на нижних подкрановых путях). Это создает маневренность в выпол-
нении ремонтов и уменьшает холостой пробег тяжелого крана. Но
при малой общей загрузке кранов по времени установка второго
крана на нижних путях не оправдывается. Рекомендуется второй
кран малой грузоподъемности устанавливать только над ремонтной
площадкой, где он будет больше загружен.
Грузоподъемность мостовых кранов, кран-балок и электрических
тельферов в цехе флотации с механическими флотационными маши-
нами назначается по весу узла аэратора машины или по весу метал-
лического корпуса четырехкамерной машины (для № 7 двухкамер-
ной). Для флотационных машин типа «Механобр» рекомендуются
следующие грузоподъемности:
Машины «Механобр»...............№ 1 № 2 № 3 №4 К» 5 №6 № 7
Грузоподъемность крана, т .... 0,5	0,5	1,0	2,0	3,0	3,0	5,0
26*
404
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
В цехах магнитной сепарации грузоподъемность ремонтно-мон-
тажных устройств принимают по весу магнитного сепаратора в со-
бранном виде. Для обслуживания песковых насосов всех типов грузо-
подъемность определяют по весу агрегата — насос, электродвига-
тель, рама. Для крупных землесосов (0 более 300 мм) — по наи-
большему весу насоса или двигателя.
При установке большого числа фильтров кран выбирают по весу
фильтра в собранном виде.
Для обслуживания приводов конвейеров устанавливают грузо-
подъемные устройства по весу одного из наиболее тяжелых узлов —
приводного барабана, редуктора в сборе, электродвигателя (если
редуктор весит более 5 т, то принимают вес наиболее тяжелой ниж-
ней части его корпуса).
При размещении оборудования под краном нужно учитывать
зону обслуживания крана, определяемую крайними положениями
его крюков от осей подкрановых рельсов; работа крана с оттяжкой
подвешенного к нему груза недопустима.
К пролетам зданий, обслуживаемых кранами, следует подводить
подъездные пути. На обогатительных фабриках, скомпонованных
по уступчато-одноэтажной схеме и расположенных на площадках
с крутым уклоном, для доставки оборудования и запасных частей
на отдельные уступы устраивают сбоку здания фабрики наклонный
подъем.
В многоэтажных зданиях для доставки оборудования и запасных
частей на этажи предусматриваются монтажные проемы.
§10. Производственный дренаж полов в корпусах обогатительной
фабрики
Во всех корпусах обогатительной фабрики осуществляется система
дренажа полов. Назначение ее — избежать потерь руды при пере-
ливах и разбрызгивании пульпы и при просыпании сухого мате-
риала.
Для сбора переливов устраивается система дрепажных канав,
а полы делаются наклонными по направлению к этим канавам. Для
надежного стока переливов в дренажные канавы и облегчения смыва
с полов осевшего материала угол наклона полов и самих канав при-
нимают 3—4° (уклон 5—7%). Максимальный угол наклона пола,
если по нему ходят люди, не должен превышать 6° (уклон 10%),
а при отсутствии постоянного прохода людей (напрпмер, под пло-
щадками) этот угол можно увеличить [22]. Величина уклона полов
определяется углом естественного склона фабричной площадки,
условиями безопасности и удобством обслуживания.
Ширина дрепажных капав в зависимости от размеров и произ-
водительности обогатительной фабрики берется 250—500 мм. Обыч-
ная схема расположения дрепажных канав показана на разрезах
корпусов обогатительных фабрик, приведенных на рис. 114, 115,
117, 119 и других.
Производственный дренаж полов на обогатительной фабрике
405
Стоки и смывы с полов по канавам стекают в специальные сбор-
ники (дренажные пли аварийные зумпфы), емкость которых должна
быть достаточной для приема пульпы, выпускаемой из машин.
Из дренажных зумпфов пульпа насосами или аэролифтами
подается в соответствующие точки технологического процесса.
Для разгрузки и очистки дренажных зумпфов от осевшего мате-
риала в них опускаются вертикальные песковые насосы и осевшие
пески размываются сильной струей воды из шланга или брандспойта.
В зумпфах устанавливаются постоянно работающие мешалки, под-
держивающие дренажные продукты во взвешенном состоянии.
Во всех случаях возврат накопленных дренажных стоков в техноло-
гические операции расстраивает процесс обработки руды излишним
количеством воды, перегрузкой аппаратов, подачей нежелательных
реагентов, присутствующих в стоках.
На флотационных фабриках для дренажных стоков желательно
устанавливать один или два специальных сгустителя, которые по-
зволят накапливать стоки, сгущать осаждающийся материал и равно-
мерно возвращать его в процесс. В этом случае для сбора сточных
вод можно устраивать в полах емкости цилиндрической формы с тихо-
ходными мешалками и с насосами, установленными рядом, в специ-
альных приямках.
При флотации полиметаллических руд следует применять селек-
тивный дренаж: переливы отдельных циклов флотации собирать
раздельно и возвращать в основные операции этих циклов.
В корпусах цехов дробления необходимо убирать пыль, оседа-
ющую на полах, стенах и конструкциях здания, а также просыпь
с конвейеров и от мест перегрузок руды.
Здесь рекомендуется внутренние поверхности стен делать глад-
кими, а полы устраивать с уклонами. Пыль и просыпь можно смы-
вать в специальный отстойник. Отстойные воды декантируют в хво-
сты, а осадок тельфером с грейфером вычерпывают и грузят на кон-
вейер дробленой руды. Подобную же мокрую уборку просыпи можно
применить и в подбункерном пролете главного корпуса флотацион-
ных п магнитообогатительных фабрик.
Выбор точки возврата в технологический процесс дренажных
продуктов зависит от ряда условий. При обработке богатых руд
с большим выходом концентрата и невысоких кондициях на кон-
центрат возможно присоединить все дренажные продукты к кон-
центрату с сохранением требуемого его качества. На углеобогати-
тельных фабриках продукты дренажа после обезвоживания обычно
присоединяются к промпродукту и используются как котельное
топливо. Если нельзя присоединить все дренажные продукты к кон-
центрату, не снижая его качества, то применяют селективную систему
дренажа; бедные и некондиционные по крупности продукты соби-
раются отдельно от богатых и кондиционных по крупности. Первые
возвращаются в начало технологического процесса, в вторые при-
соединяются к концентрату.
406
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
При проектировании обогатительной фабрики необходимо пред-
усмотреть самотечный (аварийный) дренаж нижних уступов зданий
фабрики, траншей, зумпфов, тоннелей под сгустителями и т. д.
Самотечный дренаж устранит опасность затопления этих помеще-
ний при выходе пз строя или перегрузке дренажных насосов и насо-
сов оборотной воды.
Если по условиям топографии нельзя вывести самотеком за пре-
делы обогатительной фабрики стоки с наиболее низких отметок
зданий, то для откачивания переливов должны быть предусмотрены
аварийные насосы, поставленные в особые условия в отношении
внезапного отключения их от энергосети.
§ И. Хранение и отгрузка концентрата
Склады концентрата устраиваются для обеспечения беспере-
бойной работы обогатительной фабрики.
Типичные схемы погрузочно-складских операций на обогати-
тельных фабриках показаны на рис. 127.
Схема а предусматривает бункерную погрузку концентрата.
При отсутствии вагонов концентрат поступает на склад и в даль-
нейшем возвращается на погрузку в бункера, большая часть кон-
центрата непосредственно поступает на погрузку. По схеме б весь
концентрат поступает на склад и оттуда подается на погрузку.
Емкость фабричных складов для концентрата, в зависимости от
расстояния обогатительной фабрики до потребителя и регулярности
подачи порожняка под погрузку, колеблется от 1- до 15-суточной
производительности фабрики по готовому продукту.
На углеобогатительных фабриках емкость складов для продук-
тов обогащения принимают: в условиях Донбасса 3—5 суток, Кара-
ганды и Кузбасса 7—10 суток, Дальнего Востока 10—12 суток [251.
Размеры площадки под склады предусматривают с учетом возмож-
ного увеличения емкости склада до месячного запаса.
Необходимость создания складов готовой продукции и их емкость
должны обосновываться при проектировании. Например, действу-
ющими нормативами для углеобогатительных фабрик склады готовой
продукции на центральных фабриках, как правило, не предусматри-
ваются, и устройство их допускается только при соответствующем
обосновании [77].
Тип склада определяется в основном потребпой его емкостью,
крупностью и влажностью концентратов, а также пх ценностью.
При выборе типа склада прежде всего следует решить вопрос, будет
ли склад открытым или закрытым. Открытые склады большой емко-
сти сооружаются для хранения менее ценных и достаточно крупных
концентратов, получаемых при обработке гравитационными про-
цессами железных и марганцевых руд, а также каменных углей.
Для хранения мелких концентратов строятся закрытые склады, так
как при открытых складах возможно значительное распыление кон-
Хранение и отгрузка концентрата
407
центрата. Для сухих исслеживающихся мелких концентратов можно
проектировать силосные склады — по типу применяемых в цемент-
ном производстве.
Далее решается вопрос о способе разгрузки склада. Выбор
способа разгрузки зависит от слеживаемости концентрата, опреде-
ляемой его крупностью и влажностью.
Для разгрузки слеживающихся материалов с открытых складов
наиболее часто применяют скреперы, грейферные краны и экскава-
торы, а на закрытых складах — мостовые грейферные краны. При
большой производительности по отгрузке материала с закрытых
складов применяют мощные роторные экскаваторы 184]. Неслежи-
Концентрат
| Бункерная погрузка |
б
Склад |
Концентрат
Рис. 127. Схемы погрузочно-складских операций
на обогатительных фабриках
вающпеся концентраты с открытых и закрытых складов на больших
обогатительных фабриках чаще всего разгружаются через люки
п питатели на проходящие под складом ленточные конвейеры (тун-
нельная разгрузка).
Способ заполнения склада определяется в большинстве случаев
способом разгрузки. Открытые и закрытые склады с туннельной
разгрузкой заполняются обычно проходящими на эстакаде, вверху
склада, ленточными конвейерами (со сбрасывающей тележкой или
челнокового типа).
Открытые склады часто заполняются тем же скрепером, которым
и разгружаются. Закрытые склады с грейферной разгрузкой запол-
няются с помощью проходящего над всем складом продольного
конвейера или же концентрат разносится по складу из первичного
штабеля тем же грейферным краном, который используется и для
разгрузки. В первичный штабель концентрат подается ленточным
конвейером.
Производительность устройств для загрузки склада должна
соответствовать производительности обогатительной фабрики по
готовому продукту. Производительность разгрузочных устройств
определяется грузоподъемностью подаваемых составов для отправки
концентратов и допустимым временем погрузки. Во всех случаях
408
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
производительность склада по разгрузке принимается не менее про-
изводительности фабрики по концентрату.
Устройство склада с мостовым грейферным кра-
ном для влажных и сухих (в зимнее время) концентратов на флотационной
фабрике см. на рис. 124.
Закрытые склады для влажного мелкого магнетитового концен-
трата, оборудованные мостовыми грейферными кранами, показаны на рис. 128.
Склады загружаются двумя конвейерами с однорукавными сбрасывающими
тележками, проходящими в фермах перекрытия. Разгрузка концентрата
со склада производится грейферным краном, подающим концентрат на конвейер
Рис. 128. Закрытые склады для влажного мелкого магнетитового кон-
центрата с мостовым грейферным краном:
а — склад с разгрузкой концентрата на конвейер; б — склад с разгрузкой концен-
трата на конвейер и с прямой погрувкой в вагоны; 1 — загрузочные конвейеры;
г — грейферный, кран; з — катучан воронка; 4 — разгрузочный конвейер; 5 —
ж.-д. путь
{идущий вдоль склада) через катучую воронку. На другом складе имеется ж.-д.
путь, введенный в склад. Концентрат грейфером сразу грузится в открытые
вагоны.
Открытый эстакадный склад с экскаваторной разгрузкой
для железного концентрата промывочной фабрики показан на рис. 129. Емкость
склада 150 000 jh3, производительность по загрузке и разгрузке 2800 т/ч.
Склад заполняется ленточными конвейерами, проходящими в галерее вверху
склада. Концентрат со склада экскаваторами подается в ж.-д. вагоны [18].
Закрытый шатровый склад с туннельной разгрузкой для
сухого мелкого магнетитового концентрата показан на рис. 130.
Загрузка склада производится ленточным конвейером со сбрасывающей
тележкой. Концентрат со склада подается на ленточные конвейеры, установлен-
ные в двух туннелях. Разгрузочные отверстия оборудованы пневматическими
затворами, под которые подводится передвижной вибрационный питатель, пода-
ющий концентрат на конвейер [67 ].
На углеобогатительных фабриках для продуктов обогащения
сооружают склады, принципиальные схемы которых показаны на
рис. 131 [25].
Безэстакадный открытый склад — подача угля
на склад — ленточными конвейерами и грейферными кранами,
загрузка в штабель — грейферными кранами, разгрузка — грей-
Хранение и отгрузка концентрата
409
ферными кранами, бульдозерами, ленточными конвейерами, экска-
ваторами, тракторными погрузчиками и скреперными грузчиками.
Производительность по разгрузке угля со склада — до 250 т/ч.
Рис. 129. Открытый эстакадный склад с экскаваторной разгрузкой
Рис. 130. Закрытый шатровый склад с туннельной разгрузкой
для мелкого сухого магнетитового концентрата
Склад служит для длительного храпения продуктов, не подлежащих
регулярной отгрузке, например шлама, промпродукта. Такие склады
сооружаются для создания топливных запасов.
410
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Эстакадный склад — загрузка ленточными конвей-
ерами, разгрузка — экскаваторами, скреперными грузчиками, трак-
торными погрузчиками, грейферными кранами. Производительность
по разгрузке — до 250 т/ч. Сооружается на фабриках небольшой
производительности.
Рис. 131. Схемы складов для продуктов обогащения
на углеобогатительных фабриках:
а — безэстакадный; б — эстакадный; в — полу бункерный; г —
скреперный
Полубункерный склад — загрузка п разгрузка лен-
точными конвейерами. Питатели на разгрузке качающиеся или лопа-
стные (при щелевой конструкции бункера). Производительность по
разгрузке — до 1000 т/ч.
Скреперные склады представляют собой штабели
угля, обычно имеющие форму сектора. В вершине сектора распо-
лагают устройства для загрузки угля в первичный штабель кони-
ческой формы. Основной штабель образуется скрепером. Со склада
Хранение и отгрузка концентрата
411
уголь скрепером подается в воронку, откуда питателем и конвейером
направляется в погрузочный бункер пли грузится непосредственно
в ж.-д. вагоны. Скреперные склады применяются наиболее часто,
производительность по разгрузке — до 1000 т!ч.
Более подробно схема скреперного склада показана на рис. 132.
При железнодорожном и автомобильном транспорте концентраты
чаще всего грузятся навалом. Крупнокусковые и зернистые концен-
траты перевозятся в открытых вагонах, а порошковатые — в закры-
тых или в специальных вагонах-бункерах. Концентраты руд цветных
металлов перевозятся в контейнерах. Ценные концентраты руд
редких металлов поставляются в прочной мягкой (мешки) или жесткой
(жестяные барабаны, бочки) таре.
Концентраты грузятся навалом в вагоны или автомашину через
погрузочные бункера или через пункты безбункерной погрузки.
Применяемые схемы расположения бункеров относительно ж.-д.
путей показаны на рис. 133. Число железнодорожных путей назна-
чается в зависимости от емкости бункеров и количества отгружаемых
сортов концентрата. Для упрощения формирования маршрута ваго-
нов и взвешивания продуктов удобно каждый сорт грузить на своем
пути. Но это увеличивает длину путей, поэтому часто разные про-
дукты отгружают с одного пути.
Типовые сечения погрузочных бункеров даны на рис. 134. Бун-
кера сечений о и б применяются для погрузки открытых вагонов,
бункер в с боковыми отверстиями позволяет грузить крытые вагоны
через двери и окна.
На углеобогатительных фабриках бункера обычно делают по
схеме а, так как крытые вагоны для перевозки угля не подаются.
Емкость бункера должна быть не менее емкости состава вагонов,
механизация погрузочных работ должна обеспечить погрузку состава
не более чем за 2 ч.*
Однопутевой продольный погрузочный бункер,
загружаемый Челноковым конвейером, показан на рис. 135. Емкость каждой
ячейки бункера 200 т угля. Выпускные отверстия бункера оборудованы сектор-
ными затворами с электроприводом. Вагоны загружаются по желобам, которые
поднимаются и опускаются электротельферами. Вагоны загружаются по их
ходу с взвешиванием на выходе из-под бункера на ж.-д. весах грузоподъемностью
100 т.
Для углеобогатительных фабрик рекомендуется безбункерная погрузка
готовой продукции [77].
Безбункерная погрузка угля при помощи челнокового конвейера с погру-
зочной стрелой показана на рис. 136.
Перевозка концентратов руд цветных металлов в контейнерах
позволяет снизить потери концентрата, оздоровить условия труда
и уменьшить трудовые затраты на погрузке и разгрузке концен-
тратов.
* Емкость бункера можно уменьшить на то количество продукта, которое
будет подано с обогатительной фабрики за время погрузки, т. е. за 1,5—2 ч.
412
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Рис. 132. Схема скреперного склада для угля:
1 — конвейер для подачи угля на склад; 2—конвейерная стрела
для загрузки угля в первичный штабель; з—питатель; 4 —
конвейер обратной подачи угля со склада; 5 — скрепер; 6 —
погрузочно-весовой пункт
Рис. 133. Схемы погрузочных бункерных
установок:
а — продольная; б — поперечная; в — поиеречно-
продольная
Хранение и отгрузка концентрата
413
Пример возможного решения узла загрузки концентрата в контейнеры
показан на рис. 137. Грейферным краном концентрат из штабеля загружается
в специальный бункер. Через затвор и ленточный питатель концентрат из бун-
Рпс. 134. Типовые сечения погрузочных бункеров:
а я б — для открытых вагонов; в — для открытых и закрытых вагонов
Рис. 135. Однопутевой продольный погрузочный бункер:
1 — конвейер для подачи угля с обогатительной фабрики; 2 — передвижной реверсивный
(челноковый) конвейер; з — секторные затворы; 4 — погрузочные желоба; 5 — электро-
тельферы; 6 — ж.-д. весы
кера грузится в контейнеры. Для улучшения разгрузки концентрата на стенке
бункера установлен вибратор, а сам бункер опирается на четыре пружинных
амортизатора. Контейнеры подаются на погрузку и отвозятся на склад на спе-
циальной тележке.
414
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Рис. 136. Безбункерная погрузка угля в ж.-д. вагоны:
I—конвейер для подачи угля с обогатительной фабрики или со склада;
2—челноковый конвейер с погрузочной стрелой; з—ферма для
разравнивания угля в вагоне; 4 — ж.-д. весы
Рис. 137. Узел загрузки концентрата в контейнер:
1 — грейфер; 2 — бункер-воронка; 3 — вибратор; 4 — бункерный затвор; 5 — воронка на
питатель; 6 — ленточный питатель; 7 — контейнер; з — вагон-тележка для контейнеров;
Ю -— траверса для подцепки контейнера к электротельферу; 11 — монорельс для электро-
тельфера
Автоматический контроль и регулирование процессов
415
§ 12. Автоматический контроль и регулирование технологических
процессов1 •
Контроль и регулирование технологических процессов соста-
вляют содержание специального раздела проекта обогатительной
фабрики.
Контроль технологических процессов осуществляется путем изме-
рения различных технологических параметров, которые выполняются
вручную или автоматически. Непрерывные измерения служат основой
для автоматического регулирования процессов обработки полезного
ископаемого на обогатительной фабрике.
Задачу автоматизации технологического процесса можно решить
только при комплексном проектировании, когда все части проекта
взаимно увязаны и каждый технологический узел выполнен так,
что может надежно работать без постоянного вмешательства рабо-
чего.
На обогатительных фабриках применяются приборы автомати-
ческого контроля для измерения и определения следующих величин:
количества обрабатываемого сырья; расхода используемых в каче-
стве реагентов твердых веществ; содержания твердого в пульпе
и плотности пульпы; дебита и суммарного расхода воды, растворов
реагентов, пульпы и пара; уровня воды, растворов п пульпы в чанах;
числа прошедших вагонеток с сырьем; скорости вращения и числа
оборотов отдельных деталей машин (валов, шкивов и т. д.); концен-
трации водородных ионов в пульпе или в растворе; остаточной кон-
центрации ионов некоторых реагентов в пульпе; температуры пульпы,
воды, растворов, масла, газов; давления воды и пара; давления
и разрежения воздуха и газов; времени работы, простоя и холостого
хода механизмов; напряжения, потребляемой величины тока, мощ-
ности, расхода электроэнергии и т. д. [17, 58, 95].
Для измеряемых величин можно в отдельных случаях предусмат-
ривать сигнализацию о соответствии их заранее заданным значе-
ниям.
Размещение контрольно-измерительных приборов на обогати-
тельной фабрике определяется расположением точек контроля
п принятой схемой организации управления фабрикой.
При децентрализованной схеме управления контрольно-изме-
рительные и регулирующие приборы размещаются на местных
щитах.
При централизованной схеме управления показания контрольно-
измерительных приборов дублируются на щите диспетчерского
пункта, а в некоторых случаях (например, общецеховые измерения)
показания передаются только на диспетчерский пункт.
С ростом производительности обогатительных фабрик увеличи-
вается объем информации, передаваемой на диспетчерский пункт.
1 Составлен при участии инж. К. В. Рожкова.
416
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Потребность в обработке большого количества показателей заста-
вляет применять информационно-вычислительные машины. Эти
машины должны внедряться постепенно — на первом этапе следует
применить их вместо громоздких щитов с регистрирующими при-
борами.
Потребные площади диспетчерских пунктов составляют от 50 м2 —
для обогатительных фабрик малой производительности до 120 м2 —
для фабрик большой производительности. Кроме общефабричных
диспетчерских пунктов, на фабриках большой производительности
предусматриваются операторные пункты для управления отдель-
ными производственными участками. Общая их площадь для фабрик
различной производительности составляет от 150 до 600 м2.
Диспетчерский пункт обогатительной фабрики размещается, как
правило, вблизи административного центра, а операторные пункты
по возможности в центре обслуживаемых ими производственных
участков.
Обслуживание и мелкий ремонт приборов автоматики произво-
дятся службой контрольно-измерительных приборов (КИП), штат
которой определяется из расчета обслуживания одним работником
30—40 сложных приборов.
Для оперативного руководства производственным процессом
операторные и диспетчерский пункты оснащаются центральным
управлением отдельными электроприводами и поточно-транспорт-
ными системами и их блокировкой, комплексом систем связи и про-
мышленного телевидения.
Блокировка отдельных машин и поточно-транспортных систем
применяется для предотвращения неправильного пуска и остановки
машин и завала их рудой при аварийных остановках. Блокировка
предусматривает в случае остановки какой-либо машины немедлен-
ную остановку всех предыдущих по цепи аппаратов машин. После-
дующие машины продолжают работать до принудительной их оста-
новки.
Обычно блокируются отдельные цепочки машин и аппаратов,
ограниченные буферными емкостями. Например, в цехах дроб-
ления при отсутствии промежуточных емкостей блокируется цепь
аппаратов, начиная от питателя сырой руды перед дробилками
и кончая конвейером, разгружающим руду в бункера цеха измель-
чения [26].
Централизованное управление поточно-транспортными системами
и электроприводами предусматривается с целью сокращения вре-
мени их запуска и сокращения обслуживающего персонала. Системы
централизованного управления, как правило, включают предупре-
дительную сигнализацию о запуске механизмов и контрольную
сигнализацию (мнемосхему) об их работе.
Централизованное управление с местных операторных пунктов
предусматривается для цехов дробления и измельчения, а также
поточно-транспортных систем выдачи готовой продукции. Флота-
Вспомогательные службы	417
ционные цехи обычно в систему централизованного управления не
включаются.
Для связи диспетчера с рабочими местами и рабочих мест между
собой предусматриваются диспетчерская телефонная связь и про-
изводственная громкоговорящая связь, а также аппаратура для
разговорной связи с находящимися в движении объектами 177].
Визуальный контроль за ходом технологического процесса и состо-
янием оборудования осуществляется на диспетчерском пункте
с помощью установок промышленного телевидения.
В целях сокращения времени простоя оборудования, предотвра-
щения аварий, несчастных случаев и различных производственных
неполадок применяется ряд сигнализирующих и автоматически дей-
ствующих систем: защита дробилок от попадания в них посторон-
него металла — путем его автоматического обнаружения и удале-
ния; защита машин от перегрева подшипников — путем сигнали-
зации оператору или диспетчеру фабрики; защита сгустителей от
перегрузки — путем сигнализации или автоматического подъема
граблин; автоматическое переключение насосов с рабочего на резерв-
ный при переполнении зумпфов; автоматическое отключение реси-
веров от вакуумтрубопроводов; автоматическое перемещение раз-
грузочной тележки над бункерами в зависимости от уровня руды
в них; контроль верхнего и нижнего уровня материала в бункерах»
водонапорных баках и т. д.
§ 13. Вспомогательные службы
Реагентное хозяйство
В состав реагентного хозяйства обогатительной фабрики входят:
склады сухих и жидких реагентов и масел; реагентное отделение,
предназначенное для приготовления растворов реагентов требуемой
концентрации; дозировочная площадка, размещаемая вблизи фло-
тационного цеха, с расходными бачками для растворов и питателями
реагентов.
Если реагентное отделение размещается в пристройке главного
корпуса обогатительной фабрики, то при нем обычно предусматри-
вается небольшой расходный склад реагентов на 3—10-суточный
запас. В расходный склад реагенты поступают с реагентного склада,
где запас реагентов составляет одно-трехмесячную потребность
в зависимости от расхода их и условий снабжения.
Если реагентное отделение выносится в отдельное здание, то
целесообразно с этим зданием совместить и реагентный склад. В этом
случае в реагентном отделении достаточно иметь место для хранения
только 1—2-суточного запаса реагентов. При расчете необходимой
площади склада для хранения реагентов, поступающих в таре (меш-
ках, ящиках, бочках), высота укладки их в штабели принимается
до 2 м, а нагрузка на 1 jh2 площади хранения 1,5—2 т. Определенная
27 Закав 760.
418
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
площадь храпения при штабельной укладке составляет 70—75%
от общей площади склада. Высота складского помещения должна
быть не менее 3,5 м от пола до нижней поверхности потолка.
Погрузочно-разгрузочные работы и транспорт внутри реагент-
ного склада механизируются автопогрузчиками и мостовыми
крапами.
Для жидких реагентов, поступающих в цистернах, таких, как
флотационные масла, пиридин, крезол, жидкое мыло, аэрофлот,
кислоты ит. п., устраиваются пункты слива цистерн и склады в виде
горизонтальных или вертикальных резервуаров, подобно тому, как
устраиваются склады для нефтепродуктов. На дозировочную пло-
щадку или в реагентное отделение реагенты могут перекачиваться
насосами с автоматическим управлением.
Для составления проекта реагентного отделения необходимо
знать по каждому реагенту нормы расхода на 1 т руды и требуемую
концентрацию растворов. Технические данные для наиболее рас-
пространенных реагентов по стандартам приведены в приложении 46.
При проектировании реагентного отделения следует руковод-
ствоваться следующими положениями:
приготовление растворов желательно организовать в одну смену
с целью сокращения числа рабочих;
при односменном приготовлении реагентов емкость чанов для
готовых растворов должна быть не менее суточного расхода реагента;
для каждого реагента необходимо минимум два чана: один, обо-
рудованный мешалкой, — для растворения реагентов и другой,
расходный — для готового раствора;
с ядовитыми, а также горючими реагентами можно работать только
в изолированном помещении с соблюдением специальных правил
безопасности и правил противопожарной безопасности.
Реагентное отделение располагается обычно на верхней площадке
обогатительной фабрики, выше главного корпуса, а на фабриках
малой и средней производительности — размещается в пристройке,
примыкающей к бункерам главного корпуса.
Растворы реагентов на дозировочную площадку перекачиваются
центробежными песковыми или кислотоупорными насосами. На
некоторых обогатительных фабриках хорошо работают пневмати-
ческие камерные насосы —. монжюсы, не имеющие механических
движущихся деталей, соприкасающихся с растворами.
На дозировочной площадке размещаются расходные бачки неболь-
шой емкости, служащие для автоматического наполнения питателей
реагентов. Эта площадка обычно находится в главном корпусе обо-
гатительной фабрики между цехами измельчения и флотации; на
больших фабриках для площадки выделяется место в пролете для
электрооборудования, а на малых фабриках площадка устраивается
вблизи колонн, разделяющих пролеты измельчения и флотации.
От реагентных питателей к точкам потребления Протягивается само-
течная сеть трубок малого диаметра. Хорошо для разводки реагентов
12.00гр
6000
6000
243
6000
6000
2«
Пандус
£
Пандус
0,00
ztzx
V////Z/2
>000
6000
6000
6000
6000
6000
6000-
6000
66У00
8Й»5Д81И
*00 6000


Сернистый,
натрий.
Сернистый
натрий '
Ксантогенат


 ЙГ

6000
6000
6000
6000
66400
- 6000
6000
0=5/5 т пролет 16,5м
0,00

Тоннель в главный
корпис
Туннель из
УГ склада кислоты
Комната
мастера
Щитовая
Миокон
стекло

Распределительный
пункт
®Склад
1 известив
^контейнерах
Рис. 138. Реагентное отделение обогатительной фабрики большой г|рои:шодитель-
ности для медных руд:
1 — склад-яма силикат-глыбы; г — контейнеры для извести; з — кран мс!стовой ацентри-
ческий с крюком и грейфером Q = 5/5 т; 4 — бункер металлический для изЬести и силикат-
глыбы; 5 — питатель лотковый; 6 — дробилка щековая 400 х 250 juju; 7 — конвейер лен-
точный; в — мельница шаровая 1200 х 1200 лип; 9 — классификатор односпиральный
0500 мм\ 10 — автоклав емкостью 4 jhs; 11 — мешалки в растворных чанах; 12 — насос
песковый; 13 — насос песковый вертикальный дли дренажа; 14 — кран мостовой электри-
ческий Q = 5 т; 15 — электрокар; 16 — весы рычажные Q = 2 т
Заказ 760.
Вспсмогателън ые служ бы
419
применять трубы из пластмасс. Они легки и не подвергаются кор-
розии.
Реагентное отделение обогатительной фабрики боль-
шой производительности для медных руд показано на рис. 138.
В качестве реагентов применяются известь, жидкое стекло, серни-
стый натрий, ксаитогенат. Склад извести и силиката-глыбы нахо-
дится в одной стороне здания, а склад сернистого натрия и ксанто-
гената — в другой. Известь поступает в контейнерах, а силикат —
навалом. Со склада известь краном в контейнерах доставляется
Рис. 139. Реагентное отделение, размещенное в одном корпусе со скла-
дом реагентов:
2 — автопогрузчик; 2 — кран однобалочный с электроталью Q = 2 т; з — мешалки
в реагентных чанах; 4 — насосы; 5 — кран однобалочный с электроталью Q — 2 т
в бункера перед дробилкой. Силикат подается в воронку грейфером.
Для дробления извести и силиката установлены щековые дробилки
400 х 250 мм, дробленая известь конвейерами подается в две шаро-
вые мельницы, работающие в замкнутом цикле с классификаторами.
Дробленый силикат загружается в автоклав. Для известкового
молока и раствора жидкого стекла устроены прямоугольные железо-
бетонные резервуары с мешалками. Перекачивание растворов в глав-
ный корпус обогатительной фабрики осуществляется насосами,
расположенными в насосной галерее. Сернистый натрий краном
подается к растворным резервуарам, размещенным по другую сто-
рону насосной галереи. Склад и реагентное отделение обслуживаются
мостовыми кранами грузоподъемностью 5 т.
Реагентное отделение, размещенное в одном кор-
пусе со складом реагентов, показано на рис. 139. Длинный склад,
расположенный вдоль железнодорожного пути, обслуживается
27*
420
Размещение оборудования, на обогатительной фабрике
мостовым одпобалочпым краном сэлектроталью грузоподъемностью
2 тп автопогрузчиками. Реагентное отделение примыкает к стене
склада па всю ее длину уступом ниже. Реагенты со склада через во-
ронки загружаются в железобетонные растворные чаны, размещенные
вдоль подпорном стенки склада в один ряд. Расходные и отстойные
чаны помещаются с растворными чанами в том же ряду. Растворы
насосами передаются на обогатительную фабрику. Для обслужива-
ния механизмов чанов и насосов имеется однобалочный кран с элек-
троталью грузоподъемностью 2 т.
Механические мастерские
В составе обогатительной фабрики создается механическая
мастерская и при производственных корпусах — ремонтные пункты
с примыкающими к ним монтажными площадками.
Фабричная механическая мастерская предназначается для выпол-
нения капитальных ремонтов оборудования, изготовления запасных
частей, реставрации старых запасных частей и ремонта отдельных
узлов и сменного оборудования.
Ремонтные пункты в производственных корпусах служат базой
и рабочим местом для работников фабричной мастерской при ремонте
оборудования в цехе, выполняют текущий ремонт оборудования,
перефутеровку машин, изготовляют и подгоняют мелкие штучные
детали.
При расположении обогатительной фабрики вблизи рудника
или металлургического завода строится общая центральная ремонт-
ная мастерская или ремонтный завод. В зависимости от местных
условий распределение общего объема работ между фабричной
и центральной мастерскими может быть различным. Поэтому фаб-
ричная механическая мастерская должна проектироваться в увязке
с проектом центральной ремонтной мастерской.
В состав фабричной механической мастерской входят отделения:
демонтажное, слесарно-мехапическое, кузнечно-котельное с электро-
сваркой, электроремонтное и КИП, вулканизационное, инструмен-
тальная мастерская, кладовая, конторка, бытовые помещения.
Необходимая площадь для фабричной механической мастерской
зависит от годового объема ремонтных работ, который будет выпол-
няться в мастерской. Для ориентировочных расчетов площади мастер-
ской при составлении проектного задания обогатительной фабрики
можно применить «ценностный» способ, в основе которого лежит
общая среднегодовая стоимость ремонтных работ, определяемая
в процентах от стоимости устанавливаемого оборудования. Зная
общегодовую стоимость ремонтных работ, можно па основании
среднего соотношения между производственной заработной платой
и общей стоимостью работ подсчитать годовой фонд заработной платы
производственных рабочих мастерской. Далее принимается средняя
часовая ставка производственного рабочего и определяется потреб-
Вспомогательные службы
421
ное для ремонта общее число человеко-часов. Полученное число
часов разбивают па слесарные и станочные работы, пользуясь выра-
ботанным практикой средним соотношением. По количеству станко-
часов определяется потребное к установке число станков и подсчи-
тывается площадь слесарпо-механического и других отделений
мастерской.
Ниже приведены примерные площади фабричных механических
мастерских для различных обогатительных фабрик:
Фабрики	Магнитообогатительные Флотационные
Производительность в год, млп. т ... 9—12 18—27 0,5—1 3—6
Площадь механической |масге рекой, м2 . . 3000 4000 1000 2500
Для более точных расчетов рабочего проекта механических
мастерских объем ремонтных работ определяется суммированием
годовой затраты времени на ремонт по каждой позиции устанавли-
ваемого на обогатительной фабрике оборудования. Ремонтное время
рассчитывается или принимается по нормативам1. Далее по коли-
честву станко-часов определяется потребное к установке число стан-
ков и подсчитывается площадь слесарно-механического и других
отделений мастерской. Следует пользоваться утвержденными типо-
выми проектами механических мастерских.
Расположение механической мастерской зависит от объема работы.
Небольшую мастерскую можно разместить в главном корпусе обога-
тительной фабрики, например в конце пролета измельчения возле
монтажной площадки. Для больших мастерских строятся отдельные
здания, расположенные вблизи фабрики.
Монтажные площадки и ремонтные пункты должны быть во всех
производственных корпусах обогатительной фабрики. Они разме-
щаются в пролетах, где установлено наиболее тяжелое оборудование,
и обслуживаются мостовым краном. На монтажную площадку пред-
усматривается ввод железнодорожного пути или автоподъезд к ней,
таким образом тяжелое оборудование с внешних путей подается
под крап. В целях сокращения капитальных затрат не рекомендуется
возводить отдельные корпуса для ремонтных пунктов.
Монтажная площадка и ремонтный пункт в корпусе крупного
дробления железорудной обогатительной фабрики большой произ-
водительности (до 18 млн. т руды в год) показаны на рис. 140.
В корпусе установлены две конусные дробилки крупного дробле-
ния 1500/180 мм и четыре конусные дробилки «поддрабливания»
900/100 мм (размещение оборудования см. па рис. 84). На монтаж-
ной площадке размещены стенды для перефутеровки конусов дро-
билок, места для хранения запасных деталей и узлов дробилок
и футеровки, электроплавильная печь для расплавления цинка
и баббита для заливки футеровки и вкладышей подшипников и
1 По оборудованию углеобогатительных фабрик такие нормативы имеются
в специальной литературе [25].
422
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
эксцентриков. Предусмотрены места для сварочной аппаратуры. Обо-
рудование ремонтного пункта позволяет подгонять и изготовлять
мелкие детали и несложные приспособления.
Рис. 140. Монтажная площадка и ремонтный пункт в корпусе крупного дробления
железорудной обогатительной фабрики большой производительности:
1 — токарно-винторезный станок; г — поперечно-строгальный станок; з — сверлильный
станок; 4 — обдирочно-точильный станок; 5 — ножницы с ручным приводом; 6, 7 — верстаки
слесарные;® —сварочный трансформатор; 9 —стойка для хранения баллонов; го —электро-
печь для плавки цинка; 11 — площадка для заливки конусов; 12 — копер для выбивки брони;
13 — ацетиленовый генератор; 14 —сварочный передвижной агрегат; 15, 16 —тумбочки и
шкаф для инструмента; 17 — цистерны для масла; 18— насосы ротационные для масла;
19 — бочки для масла; 20 — стеллажи
Примечание. Позиция 8, 13 и 14 не показаны
Ремонтно-монтажная площадка в пролете измельчения главного
корпуса магнитообогатительной фабрики большой производитель-
ности показана на рис. 141. На фабрике установлено 6 стержневых
ль
ф-z? ।
о a о
oooie
Рис. 141. Ремонтно-монтажная площадка в пролете измельчения главного корпуса магнитообогатительпои
фабрики большой производительности:
1,2—токарно-винторезные станки; 3— поперечно-строгальный станок; 4— универсально-фрезерный станок; 5—радиально-
сверлильный станок; 6 — сверлильный станок; 7 — обдирочно-точильный станок; в — обрезной станок с ножовочной пилой;
9 —пресс гидравлический; 10—ванна для промывки деталей в керосине; 11 —плита разметочная; 12 — кран-балка Q = 2т;
13 — молот пневматический ковочный; 14 — горн кузнечный; 15— вентилятор центробежный; 16—шкаф для обдувки пыли
с электродвигателей; 17 — сушильный шкаф; 18 — сверлильный станок; 19 — кран-балка Q = 5 т; 20 — стенд для испытаний
электродвигателей; 21' — помост для разборки электродвигателей; 22 — шкаф для стенда; 23 — стол для сборочных работ; 24 —
компрессор Q = 10 мл/мин; 25 — воздухоохладители; 26 — маслоотделители, 27 — кран-балка Q = 2 т; 28 — воздухосборник;
29 — фильтры воздушные; 30 -— ацетиленовые генераторы; 31 — электросварочные аппараты; 32 — переносная установка для
загрузки стержней; 33 — электрокары Q = 2 т; 34 — песковый насос вертикальный; 35 — установка для классификации шаров;
- 36, 38 — переносная установка для загрузки шарвв в мельницу; 37 — крап мостовой электрический магнитный Q = 20/5 т;
39 — вагонетка-платформа для колеи 700 лыи; АО — стол сварщика; 41 — стол для заправки реторт; 42 — плита правильная;
43—наковальня; 44— пресс-ножницы (не показаны); 45-—ножницы комбинированные (не показаны); 46,47—лари метал-
лические; 48 — ванна для воды; 49, 50 — весы рычажные; 51 — стеллажи; 52.— контейнеры для шаров; 53 — верстаки слесарные.
Заказ 700.
Вспомогательные службы
423
и 18 шаровых мельниц размерами соответственно 3200 X 4500 и
3600 X 4000 мм, в дальнейшем число мельниц может быть удвоено.
На монтажной площадке расположены четыре стенда — два для
стержневых и два для шаровых мельниц. Для каждого типа мельниц
один стенд предназначен для разгрузки дробящих тел, а другой —
для перефутеровки и хранения резервной мельницы. Предусмотрены
стенды для ремонта спиралей классификаторов и места для хране-
ния запасных спиралей. Шары и стержни подаются на монтажную
площадку ж.-д. платформами и разгружаются при помощи электро-
магнитного крана — шары в бункера, а стержни на площадку.
Запас стержней и шаров в корпусе предусмотрен из расчета 1—2
месяцев работы цеха измельчения. Имеется установка для сортировки
шаров, разгружаемых из мельниц. Ремонтный пункт имеет станочно-
слесарное, электроремонтное и сварочно-кузнечное отделения. Кран
в пролете грузоподъемностью Q = 250/30 т позволяет заменять
мельницы с полной загрузкой. Два крана грузоподъемностью Q —
= 20/5 т снабжены электромагнитами и расположены на нижних
путях [99].
Размеры ремонтных площадок в цехах измельчения: при числе
мельниц 4—6 площадь площадки принимается 30—40% от площади
пролета измельчения, при числе мельниц 10—16 25—35%, при числе
мельниц 18—36 15—25 %.
Шаровое хозяйство
Прием, хранение и подача шаров и стержней^в мельницы, а также
разгрузка мельниц и пересортировка шаров должны быть механи-
зированы. Склад шаров устраивается вблизи главного корпуса обо-
гатительной фабрики или лучше разместить его на монтажной пло-
щадке пролета измельчения у тупика монтажного ж.-д. пути в кор-
пусе. Емкость склада принимается не меньше месячной потребности
шаров.
Разгрузка шаров с ж.-д. платформ, на которых они обычно посту-
пают на обогатительную фабрику, наиболее просто механизируется
при помощи мостового крана с магнитной шайбой. Для хранения
шаров устраиваются бункера или закрома. Из бункеров шары раз-
гружаются через затворы, что обязательно требует затраты ручного
труда. Из закромов шары могут перегружаться краном с магнитной
шайбой.
К мельнице шары подаются одним из следующих способов: вдоль
фронта загрузки мельниц укладывается узкоколейный путь и шары
в вагонетке развозятся по мельницам электрокаром и в специаль-
ных контейнерах — опрокидных или с открывающимся днищем.
Первый «напольный» способ транспортирования шаров пред-
почтительнее по своей простоте. В том и другом случаях перед загру-
зочной горловиной мельницы устраивается бункер или желоб, в кото-
рый подаются шары. Последний может быть переносным — он
424
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Рис. 142. Загрузка шаров в мельницу
при помощи опрокидного контейнера
краном устанавливается перед
мельницей только на время за-
грузки шаров.
Шары загружаются в мель-
ницу единовременными порци-
ями раз в сутки из расчета
компенсации их износа или по
одному шару специальными пи-
тателями через определенные
промежутки времени. Таким
образом в мельнице всегда под-
держивается постоянная на-
грузка шаров [98].
Загрузка шаров в мельницу
при помощи опрокидного кон-
тейнера показана на рис. 142.
Разгрузку мельниц и пере-
сортировку шаров можно меха-
низировать, например следу-
ющим образом (рис. 143).
Барабан мельницы краном сни-
мается с подшипников и уста-
навливается в стойках подшип-
ников над ямой, размещенной
на монтажной площадке про-
лета измельчения. Шары в яме
промываются водой, промыв-
ные воды вертикальным насо-
сом направляются в процесс
измельчения. Из ямы шары
Рис. 143. Механизированная пересортировка и подача шаров к мельницам
в контейнерах:
1 — ж.-д. платформа с шарами; 2 — закром для шаров; 3 — контейнеры опрокидные; 4 — стенд
для разгрузки мельницы; s — барабанный грохот для сортировки шаров; в — переносная
воронка для загрузки шаров в мельницу; 7 — электромагнитная шайба мостового крана;
з — вертикальный песковый насос; 8 — шаровая мельница, снятая для перегрузки шаров
Вспомогательные службы
425
магнитной шайбой подаются на пересортировку в барабанный
грохот.
Запас стержней — около месячной потребности обычно также
размещают на монтажной площадке. Стержни к мельницам подаются
краном, связками но нескольку штук. Загружаются стержни в мель-
ницу при помощи стержнепогрузочных машин и приспособлений
различных конструкций. В состав стержнепогрузочной машины
входит рольганг, по которому стержни заталкиваются в мельницу.
Разгрузку стержней из мельницы механизировать трудно и потому
часто она выполняется вручную. На некоторых обогатительных
фабриках снимают торцовую крышку мельницы и, опрокидывая
барабан, освобождают его от стержней [83J. Но снятие крышки —
трудоемкая операция, не всегда желательная, так как она может
вызвать разверку зубчатой передачи мельницы.
Фабричная лаборатория
Фабричная лаборатория предназначается для: предварительных
испытаний обогатимости отдельных разностей полезных ископаемых,
перерабатываемых на обогатительной фабрике; исследования отдель-
ных операций и узлов фабричной технологической схемы с целью
установления оптимальных режимов обработки; контроля техноло-
гического процесса.
В фабричной лаборатории обычно имеются следующие отделения:
1.	Подготовки проб — с лабораторным оборудованием для дробле-
ния, измельчения, истирания, грохочения, перемешивания, сокра-
щения, взвешивания и ситового анализа.
2.	Фильтрования и сушки проб, оборудоранное мокрыми сокра-
тителями. воронками для фильтрования под вакуумом или лабора-
торными фильтр-прессами, сушильными печами или шкафами,
вибрационными истирателями и столами для разделки проб.
3.	Отделение для испытаний обогатимости проб и исследований
процессов обогащения. В лаборатории должно быть оборудованпе
для испытаний проб всеми процессами обогащения, применяемыми
на данной обогатительной фабрике или перспективными для иссле-
дуемого сырья. Наиболее разнообразное оборудование должно быть
в лабораториях обогатительных фабрик для полиметаллических
руд цветных и редких металлов. Здесь устанавливаются аппараты
для тонкого измельчения, мокрого грохочения, гидравлической
классификации, флотации, отсадки, концентрации на столах, сепа-
рации в тяжелых средах и магнитной сепарации с соответствующим
вспомогательным оборудованием. На больших обогатительных фаб-
риках (производительностью более 2000 т! сутки) следует иметь
установку для испытаний обогатимости непрерывным процессом
производительностью 10—50 кг!ч, включающую мельницу, класси-
фикатор, флотационные машины, сгуститель, фильтр, контактный
чан, питатели реагентов и насосы. Можно также поставить в схему
426
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
цепи аппаратов отсадочную машину и лабораторный концентрацион-
ный стол. Установки непрерывного процесса особенно необходимы
для получения значительных количеств продуктов и дальнейших
их исследований, например для пиро- или гидрометаллургии.
4.	Экспресс-лаборатория оборудуется для быстрых определений
важных показателей, характеризующих качество продуктов обога-
щения и режим технологического процесса, — содержание ценных
и вредных компонентов, щелочность и плотность пульпы, грануло-
метрический состав. Здесь должны быть фотоэлектрические коло-
риметры для титрования, потенциометры для определения концен-
трации водородных ионов, турбидиметр, современные приборы
и аппараты для экспресс-определений химических элементов или их
соединений. Кроме того, необходимы песочная баня, муфель, вы-
тяжной и сушильный шкафы, рабочие столы.
5.	Весовое и минералогическое отделения; здесь должны нахо-
диться аналитические весы, микроскоп, бинокулярная лупа, прибор
для люминесцентного анализа (руд редких металлов) и рабочие
столы.
Фабричная лаборатория размещается в главном корпусе обога-
тительной фабрики или в помещении центральной химической лабо-
ратории. При размещении лаборатории в главном корпусе ее надо
защитить от проникновения пыльного или влажного воздуха из
цехов, от шума и передачи сотрясений.
Для размещения фабричной лаборатории рудной обогатительной
фабрики нужны примерно следующие площади: для фабрики произ-
водительностью до 500 т/сутки — 210 л2; 500—2000 т/сутки —
270 мг; более 2000 т/сутки — 540 л2.
Административно-бытовые здания и помещения
Эти здания и помещения проектируются в соответствии с дей-
ствующими нормами НиТУ 125—55 и указаниями СИ 183—61 [73,
109]. Административно-бытовые помещения, как правило, следует
устраивать встроенными в производственные здания.
В состав административно-конторских помещений обогатительной
фабрики включаются: зал собраний, контора, помещения обществен-
ных организаций, учебный пункт. Площадь зала собраний рассчи-
тывается на 160—170% трудящихся максимальной смены, по 0,4 л2
на человека, кроме того, в зале должна быть эстрада площадью
12—20 л2. Площадь конторских помещений принимается из расчета
3,25 л2 на одного работающего в конторе и 5 л2 в конструкторском
бюро. Площади кабинетов для фабрик с количеством трудящихся
до 1000 человек следующие: начальника и главного инженера фаб-
рики — по 20—22 л2; заместителей п помощников начальника и глав-
ного инженера, главного механика, энергетика и др. по 10 л2, при-
емная — 10 л2.
Промышленная санитария и правила безопасности
427
Помещения общественных организаций: комнаты комитетов
КПСС, комсомола, профсоюзного — по 12 м2; красный уголок —
25 №; библиотека — 15 №; штаб дружины по охране общественного
порядка — 10 №. Учебный пункт с одним классом около 50—60 м2,
кабинет по технике безопасности 15—20 м2 и кабинет учебных посо-
бий — 16 №.
К помещениям санитарно-бытового обслуживания относятся:
производственная баня, прачечная, сушки и обеспыливания одежды,
буфет, курительные и уборные. На фабрике должно быть два отде-
ления бани по типу пропускника — для мужчин и для женщин.
Расчет площадей и планировка бытовых помещений входят в задачу
строительной части проекта. Для обогатительных фабрик приблизи-
тельно можно считать, что средняя площадь бытовых помещений на
одного человека в наибольшей по численности смене составляет:
при трехсменной работе 3 м2, при двусменной — 2,5 м2. В этой
норме не учитываются прачечная и буфет. Примерная площадь
прачечной 90 №.
Здравпункт располагается в первом этаже и должен иметь само-
стоятельный выход наружу. Состав помещений здравпункта прини-
мается по санитарным нормам Н 101—54 [97]. На фабриках с числом
работающих до 800 человек площадь здравпункта — 48 м2.
§ 14. Промышленная санитария и правила безопасности
При проектировании обогатительных фабрик должны соблю-
даться следующие нормы и требования:
1.	Санитарные нормы проектирования (Н 101—54) [97].
2.	Нормы и технические условия проектирования наружного
водопровода и канализации (НиТУ 126—55 и НиТУ 132—55) [74, 75].
3.	Противопожарные нормы строительного проектирования
(Н 102-54) [91].
4.	Нормы и требования МПВХО.
5.	Правила безопасности [22, 90].
Санитарные правила спуска сточных вод
в водоемы общественного пользования. Водо-
емы общественного пользования разделяются на три категории:
I категория — участки водоемов, используемые для централизован-
ного водоснабжения или граничащие с государственными рыбными
заповедниками; II категория — участки водоемов, используемые
для неорганизованного хозяйственно-питьевого водоснабжения
и водоснабжения предприятий пищевой промышленности, а также
участки с местами массового нереста рыб; III категория — участки
водоемов, не используемые для питьевого водоснабжения, но исполь-
зуемые для массового купания или имеющие архитектурно-декора-
тивное значение, а также используемые для организованного рыб-
ного хозяйства или находящиеся на пути прохода рыб к нерести-
лищам.
428
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
В зависимости от категории водоема устанавливаются следующие
правила спуска в них сточных вод:
после спуска сточных вод в водоем допускается увеличение содер-
жания взвешенных веществ в водоеме I категории на 0,25 мг!л,
в водоеме II категории — на 0,75 мг!л, в водоеме III категории —
на 1,5 мг!л\
вода в водоеме не должна приобретать никаких специфических
запахов и привкусов за счет сточных вод;
содержание растворенного кислорода в водоеме не должно падать
ниже 4 мг!л-,
пятисуточная биохимическая потребность в кислороде воды
(при температуре 20е С) не должна превышать в водоеме I категории
2 мг!л, в водоеме II категории — 4 мг!л, в водоеме III категории
этот показатель не нормируется;
показатель pH воды в водоеме не должен быть ниже 6,5 и
выше 8,5;
смесь сточной воды с дистиллированной водой в пропорции,
соответствующей расчетному разбавлению в водоеме, не должна
иметь ясно выраженной окраски в столбике высотой 20 см для водо-
емов I категории 10, см для водоемов II категории и 5 см для водоемов
III категории;
сточные воды не должны содержать ядовитых веществ, которые
могли бы после их разбавления в водоеме оказать прямо или кос-
венно вредное действие на человека, животных или рыб, а также
не должны содержать масел, жиров и других плавающих веществ
в таких количествах, которые способны вызвать в водоеме массовое
образование сплошных плавающих пленок.
Правила выпуска газов и запыленного
воздуха. Загрязненные вредными примесями газы и запылен-
ный воздух перед выпуском их в атмосферу должны обязательно
очищаться.
Нормы естественного и искусственного
освещения. Различают естественное освещение помещений
верхним светом — через фонари и проемы в местах высотных пере-
падов смежных пролетов здания, боковым светом — через окна
в наружных степах, комбинированным светом — через окна и фонари.
Норма освещенности помещения определяется коэффициентом
естественной освещенности, равным выраженному в процентах отно-
шению освещенности помещения к одновременной освещенности
наружной горизонтальной плоскости1. В помещениях, освещенных
верхним или комбинированным светом, нормируется среднее значе-
ние коэффициента освещенности еср. В помещениях, освещаемых
только ооковым светом, нормируется наименьшее значение коэффи-
циента освещенности е , в точках, наиболее удаленных от окон,
пип
1 Освещенность в помещении и вне его измеряют на горизонтальной плоско-
сти па расстоянии 1 л от пола.
Промышленная санитария и правила безопасности
429
Могут устраиваться две системы искусственного освещения — общее
освещение с равномерным или локализованным размещением све-
тильников и комбинированное освещение (общее + местное). При-
менение одного местного освещения не допускается. Различают
два вида освещения — рабочее и аварийное. Нормы рабочего осве-
щения для отдельных помещений обогатительных фабрик могут быть
взяты из табл. 90. Аварийное освещение должно обеспечивать осве-
щенность не менее 10% рабочего освещения.
Нормы предельно допустимых концен-
траций ядовитых газов, токсическойи неток-
сической пыли. Во всех производственных, административно-
конторских и бытовых помещениях должна быть предусмотрена
вентиляция — естественная, механическая или смешанная. Посту-
пление вредных выделений в воздух рабочих помещений и их рас-
пространение должны предотвращаться в первую очередь меро-
приятиями технологическими и строительными, например: процессы
со значительным выделением пыли должны быть изолированы; обо-
рудование (или части его), являющееся источником выделения пыли,
должно быть укрыто и максимально герметизировано; при дробле-
нии и транспорте пылящих руд необходимо применять обрызгивание
их водой; производственные процессы, сопровождающиеся выделе-
нием ядовитых газов и пыли, должны быть максимально механи-
зированы и производиться в герметически замкнутой аппаратуре,
как правило, под разрежением. Содержание вредных веществ
в рабочей зоне производственных помещений не должно быть выше
указанных в табл. 91.
Эвакуация из помещений. На случай возникнове-
ния пожара должна быть обеспечена безопасная эвакуация людей
из зданий и помещений обогатительной фабрики через эвакуацион-
ные выходы \ Из каждого производственного здания должно быть
не менее двух эвакуационных выходов.
Расстояние от наиболее удаленного рабочего места до эвакуаци-
онного выхода принимается в зависимости от категории пожарной
опасности производства и степени огнестойкости здания по нормам
Н 102—54 [91]. Для многоэтажных главных корпусов углеобога-
тительных фабрик это расстояние должно быть не более 50 ль Для
несгораемых зданий рудных обогатительных фабрик (без сушки)
это расстояние не ограничивается, а при сгораемых зданиях должно
быть не более 50 м для одноэтажных и 40 м для многоэтаж-
ных зданий.
Основные требования правил безопасно-
сти: ограждение движущихся частей механизмов; ограждение
перилами мест, опасных при падении; соблюдение установленных
1 Например, эвакуационным считается выход из помещений первого этажа
непосредственно наружу или из помещения в лестничную клетку с выходом
наружу.
430
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Таблица 90
Нормы естественной и искусственной освещенности в рабочих помещениях
обогатительных фабрик для руд цветных металлов [22]
	Естественное осве- щение		Искусственное освещение			
	К О Эффи-		Наименьшая освещенность, лк			
Помещения	циент освещен- ности при верхнем и комбини- рованном	коэффи- циент освещен- ности при боковом освещении	комбини- рованное освеще- ние	одно общее освеще- ние	комбини- рованное освеще- ние	одно общее освеще- ние
	освещении		при лампах накали- вания		при люминесцентных лампах	
Шатер приемного устройства, под- бупкерное отделе- ние, галереи, лен- точных конвейеров, цех дробления, от- деление упаковки концентратов, цехи сгущения и сушки Отделение грохоче- ния, цехи измель- чения, магнитного обогащения и фло тации, перегру- зочные узлы кон- вейеров, пробо- подготовительное отделение, отделе- ние приготовления жидкого стекла Отделение ручной выборки породы, цехи флотации и гравитационного обогащения . . . Отделение растворе- рения реагентов Склад дробленой РУДЫ	 Склады концентра- тов и реагентов	0,5 0,5 1,0 1,0 0,5 0.25	2 2 3 3 1 1	100	10 20 50 20 5 5	г—	75 75 150 75
норм размеров рабочих площадок, ширины и угла наклона проходов,
галерей и лестниц; соблюдение норм высоты рабочих помещений,
проходов и галерей; соблюдение требований, предъявляемых к полам
рабочих помещений; выполнение правил установки и эксплуатации
Промышленная санитария и правила безопасности
431
Таблица 91
Предельно допустимые концентрации некоторых вредных веществ в воздухе
рабочей зоны производственных помещений
Вещества
Предельно допу-
стимая концен-
трация, мг!л
Пыль нетоксическая, содержащая меньше 50% кварца . . .
Пыль нетоксическая, содержащая больше 50% кварца . . .
Марганец и его соединения в пересчете на МпО2........
Свипец и его неорганические соединения, кроме сернистого
свинца ..........................................  .
Свинец сернистый............♦........................
Скипидар ............................................
Толуол, ксилол, амиловый спирт ......................
Фенол ...............................................
Бензип, керосин, минеральные масла в пересчете на С
Цианистый водород и соли синильной кислоты в пересчете
на HCN.............................................
0,01
0,002
0,0003
0,00001
0,0005
0,3
0,1
0,005
0,3
0,0003
производственного оборудования; выполнение правил устройств
и эксплуатации электроустановок, силовых проводок и осветитель-
ных сетей; выполнение правил устройства и эксплуатации кранов,
подъемных механизмов и электрических подъемников; выполнение
правил хранения и применения химических веществ.
Размещение оборудования должно обеспечивать безопасность
и удобство работ при его монтаже, эксплуатации и ремонте. Для
удобства и безопасности монтажных работ в проекте обогатительной
фабрики предусматриваются: дороги и подъезды к месту монтажа
и складу, соответствующие по своей ширине размерам оборудова-
ния; ворота или проемы, размеры которых превышают на 0,4—0,5 м
габариты монтируемых машин; соответствующее расположение,
размеры и прочность строительных конструкций для возможности
использования их для крепления монтажных приспособлений; необ-
ходимая площадь для установки временных подъемных устройств
(при отсутствии в цехе постоянных подъемно-транспортных уст-
ройств).
Для безопасности и удобства ремонтных и демонтажных работ
должны удовлетворяться следующие требования: основное и вспо-
могательное оборудование должно обслуживаться подъемно-транс-
портными средствами для монтажа и перемещения узлов и деталей
на ремонтно-монтажные площадки; размеры ремонтно-монтажной
площадки должны позволять размещать на ней самые крупные агре-
гаты, узлы и детали, а также приспособления и материалы, необхо-
димые при ремонте; площадки и проходы должны быть достаточны
для размещения снятых при ремонте деталей, удобной подноски
новых деталей и материалов и проведения ремонта без стеснения
эксплуатационных работ; расположение грузоподъемного устройства
должно позволять горизонтальное перемещение наибольшего
432
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
агрегата над установленными в помещении машинами при свободном
зазоре между ними не менее 0,5 м; при отсутствии в производственных
цехах подъемно-транспортного устройства входы и выходы и распо-
ложение аппаратуры в цехе должны быть запроектированы таким
образом, чтобы демонтаж и выноска из цеха агрегата или наиболь-
шей его детали не требовали разборки других агрегатов, рабочих
площадок и лестниц; в многоэтажных зданиях для доставки на
отдельные этажи оборудования, деталей и материалов необходимо
предусматривать в междуэтажных перекрытиях достаточные по раз-
мерам монтажные проемы с установленным вверху электрическим
подъемником или установку наружного электрического подъемника,
примыкающего к стене здания (в последнем случае в стенах здания
против шахты подъемника должны быть сделаны достаточных раз-
меров проемы); рабочие площадки проектируются с расчетом при-
нятия нагрузки от людей, установленных приборов и от веса частей
или узлов машины, которые могут быть поставлены на площадку
при ремонте.
Для безопасности и удобства работ при эксплуатации фаб-
рики в проекте должны быть предусмотрены следующие меро-
приятия:
1.	Ограждение механизмов. Все движущиеся, острые и предста-
вляющие опасность части механизмов должны иметь ограждения.
Ограждения для наиболее распространенного на обогатительных фабриках
оборудования: дробилки — ограждаются привод и передача, приемная
пасть, разгрузочное отверстие; мельницы — ограждаются вращающийся
барабан, большая и малая шестерни, место для смазчика при смазке коренных
подшипников, питающая улитка, разгрузочная горловина, вал контрпривода,
соединительные муфты, двигатель; классификаторы реечные —
ограждаются привод и передача, шестерни приводного и кулачкового вала,
привод и спираль шнека для оборотных песков, гребки со стороны разгрузки
песков, при ширине классификатора больше 1,8 xi над ними устраивается огра-
жденный перилами мостик для смазки; классификаторы спираль-
ные — ограждаются передача, привод с приводным валом, конические ше-
стерни, спирали в тех местах, где они недостаточно защищены бортами класси-
фикатора; промывочные машины барабанного типа — огра-
ждаются привод с передачей, приводной вал, соединительные муфты, шестерни,
вращающийся барабан (у шнековых машин ограждения аналогичны огражде-
ниям спиральных классификаторов); отсадочные машины — огра-
ждаются привод, кулисные, коленчатые и кулачковые механизмы, маховики,
шкивы; флотационные машины — ограждаются приводы к вер-
тикальным валам и привод к пеноснимателю; сгустители — ограждаются
привод с передачей, червяк, червячное колесо; ферма сгустителя и лестница
должны иметь перила, у сгустителей с периферическим приводом должна быть
входная площадка на движущуюся ферму; фильтры — ограждаются привод,
первичное колесо, червяк, соединительная муфта; сушилки — ограждаются
вращающийся барабан, большая и малая шестерни, ременный или клиноремеп-
ный привод, соединительные муфты, опорные ролики; конвейеры и эле-
ваторы — ограждаются головные и хвостовые барабаны, привод с переда
ней, шестерни, соединительные муфты (конвейеры и питатели должны быть
дополнительно ограждены с боков по всей длине, грузовая и холостая ветви
•леваторов должны быть в кожухе); шнековые конвейеры должны
быть закрыты.
Промышленная санитария и правила безопасности
433
2.	Ограждающие перила. Все расположенные выше чем на 0,3 м
над уровнем пола рабочие площадки, имеющие больше трех ступе-
ней лестницы, переходные или рабочие площадки над машинами,
траншеями и зумпфами, зумпфы, траншеи, уступы, бункерные ямы,
водные бассейны и все прочие места, представляющие опасность
при падении, должны иметь ограждающие перила высотой не менее
1м. В нижней части перила должны иметь сплошную стенку высотой
не менее 150 мм. Площадки высотой менее 0,3 м должны иметь пан-
дусы с уклоном не круче 1 : 10.
3.	Рабочие площадки и проходы. У каждой машины и у отдельных
ее узлов, требующих в процессе эксплуатации механической или
технологической регулировки, смазки, осмотра и ремонта, должны
быть устроены безопасные и удобные для работы проходы и пло-
щадки.
Рабочие площадки в цехах крупного дробления
устраиваются у бункерных питателей, вдоль ленточных и пластин-
чатых конвейеров, у хвостовых и приводных барабанов. У дробилок
устраиваются площадки на уровне загрузочной пасти с целью под-
хода к ней во время остановки для пропуска отдельных кусков или
разгрузки забившейся пасти дробилки. При конусных дробилках
с такой площадки можно разбирать дробилку и регулировать раз-
грузочную щель. Для наблюдения за загрузкой предусматривается
специальная площадка или кабина над дробилкой, часто на уровне
привода пластинчатого питателя. Площадка должна быть также
на уровне привода дробилки для доступа к подшипникам и электро-
двигателю, а также к смазочному устройству. При опускании
эксцентрика вниз в дробилках крупного дробления площадка
устраивается на уровне рельсов для выкатывания тележки с экс-
центриком.
В цехах среднего и мелкого дробления рабочие площадки соору-
жаются на уровне верхнего фланца станины конусных дробилок.
Другая площадка должна быть на уровне приводной части. Удоб-
ные подходы проектируются к масляному хозяйству дробилок,
расположенному ниже верхнего обреза фундамента. Площадки
у грохотов должны быть приблизительно на уровне нижней кромки
их короба, чтобы с них было удобно заменять сита.
Площадки у грохотов на уровне загрузки используются для
регулировки питателей.
В цехах измельчения рабочие площадки устраиваются у под-
бункерных питателей, вдоль сборных и наклонных конвейеров,
у загрузочных и разгрузочных цапф мельниц, у редукторов и элек-
тродвигателей.
Рабочие площадки должны быть у песковых желобов классифи-
каторов и вдоль их внешних боковых стенок, у торцовых стенок
флотационных машин, у двигателей контактных чанов, питателей
реагентов и т. д. Высота ванны флотационных машин над рабочей
площадкой должна быть не менее 0,7 м [22]. Над широкими
28 Заказ 760.
434
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
реечными классификаторами устраиваются легкие мостки для под-
хода к смазываемым узлам.
Главные магистральные проходы в цехах служат
для сообщения между отдельными производственными участками,
ими пользуется весь персонал обогатительной фабрики. Ширина
главных проходов 1,5—2 м.
Главный проход в цехах измельчения идет обычно вдоль фронта
сливных порогов классификаторов, второй проход по всей длине
мельничного зала устраивается с другой стороны мельниц парал-
лельно сборным подбункерным конвейерам.
Рис. 144. Габариты проходов в галереях ленточных кон-
вейеров:
а — галереи шириной 2500—3000 мм; б — галереи шириной 3500 —
5000 ял; 1 — канализационные трубы; г — приборы отопления;
3 — элсктрокабели
В цехах флотации проходы предусматриваются вдоль флота-
ционных машин со стороны пенных желобов и со стороны электро-
двигателей.
Рабочие или обслуживающие проходы обеспе-
чивают доступ к каждой машине и ее удобное обслуживание. Ширина
проходов, после установки ограждений, у крупного и требующего
внимательного наблюдения оборудования (дробилок, мельниц, клас-
сификаторов со стороны сливного порога, больших отсадочных
машин, промывочных машин, сушильных барабанов и пр.) должна
быть не меньше 1,2—1,5 м. Ширина проходов у легкого оборудова-
ния, требующего внимательного наблюдения за ним (флотационных
машин, концентрационных столов, небольших и средних размеров
отсадочных машин, центробежных насосов малых и средних разме-
ров и пр.), должна быть не меньше 1 м. Ширина проходов у непод-
вижных частей оборудования может быть уменьшена до 0,8 м.
Ширина проходов вдоль ленточных конвейеров указана на рис. 144
и в табл. 92. Проходами шириной меньше 700 лии можно пользо-
ваться только во время остановки конвейера [22].
Промышленная санитария и правила безопасности
435
Таблица 92
Размеры проходов в галереях конвейеров (в миллиметрах) (рис. 144)
Ширина ленты конвейера В	Ширина галереи и привязки конвейера			Ширина сред- ней части кон- вейера Д	Ширина проходов	
	А	Б	Г		Е	Ж
500	2500	1500	1000	780	850	610
650	3000	1750	1260	930	1035	785
800	3500	1900	1600	1270	1015	815
1000	4000	2200	1800	1480	1210	910
1200	4000	2150	1850	1770	1015	815
1400	4500	2500	2000	1970	1265	865
1600	5000	2800	2200	2200	1450	950
Приводные станции и концевые части конвейеров должны иметь
доступ с трех сторон, шириной не менее 1 м в свету с каждой стороны.
Если проход служит одновременно и рабочим местом, требующим
постоянного пребывания на нем обслуживающего персонала, то
ширина его должна быть не менее 1 м при одном рабочем и не менее
1,3 м при двух или нескольких рабочих.
Желоба и трубы нужно располагать так, чтобы не стеснять обслу-
живания агрегатов и не уменьшать ширины проходов. Высота труб
и желобов над уровнем пола обслуживающих проходов должна
быть не менее 2,0 м. Трубы и желоба, пересекающие магистральные
проходы, должны быть расположены на высоте не менее 2,2 м над
уровнем пола.
4.	Лестницы и наклонные проходы. Лестницы к рабочим площад-
кам, на которых находится один рабочий, должны иметь ширину
не менее 0,7 м, для двух рабочих ширина лестницы не менее 0,9 м,
а для трех и более рабочих должно быть установлено не меньше двух
лестниц шириной каждая не менее 1 м. Ширина лестниц на главных
проходах, а также лестниц между отдельными этажами обогатитель-
ной фабрики устанавливается по максимальному числу людей в смене,
но не менее 1,2 м.
Угол наклона лестниц к рабочим площадкам должен быть не
более 50°. Устройство вертикальных трапов не разрешается, за иск-
лючением трапов к зумпфам и ямам при глубине их не свыше 3 м
и в том случае, если они не ведут к месту, где требуется пребывание
рабочих. Лестницы к площадкам и переходам, служащие одновре-
менно и проходами, не должны иметь угол наклона более 45°; ширина
таких лестниц должна быть не менее 1,2 м.
В наклонных галереях и проходах, имеющих угол наклона более
10°, но менее 15°, должны быть предусмотрены на полу набивные
рейки, а при углах наклона более 15° — ступеньки. В наклонных
галереях, где проектируется рудоразборка, рабочее место должно
436
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
быть горизонтальным, т. е. галерея должна иметь уступы, соеди-
ненные ступеньками. Размеры уступов должны быть не менее чем
1,0 X 1,0 м.
Над желобами и трубами необходимо устраивать переходы,
огражденные перилами. Уклон переходов не должен быть больше
15°, в противном случае он должен иметь ступеньки.
5.	Прочность конструкций. При расчете на прочность площадок,
переходов и лестниц необходимо учитывать: количество одновре-
менно находящихся на них людей, вес устанавливаемых на площадках
приборов и легкого оборудования, вес деталей и материалов, кото-
рые будут здесь перемещаться или находиться во время ремонта.
6.	Высота производственных помещений, галерей и проходов.
Высота производственных помещений должна быть не менее 3,2 м
от пола до потолка, а помещений энергетического и транспортно-
складского хозяйства — не менее 3 л, при этом расстояние от пола
до низа выступающих конструктивных элементов здания должно
быть не менее 2,6 м. Свободная высота от пола галерей или площадок
до выступающих конструктивных элементов при временном пребы-
вании здесь рабочих должна быть не менее 1,9 м, а при регулярном
пребывании — не менее 2,0 м.
7.	Полы производственных помещений не должны быть сколь-
зкими. В помещениях мокрых цехов полы должны быть асфальтиро-
ваны и иметь уклон в сторону дренажной или аварийной канавы.
Уклон полов в мокрых цехах принимается пе менее 2—4°. Если рабо-
чие площадки расположены выше основного пола цеха, то пол рабо-
чих площадок в мокрых цехах должен выполняться из решетчатого
железа или из деревянных реек и досок со щелями и отверстиями
достаточных размеров для стока воды. Полы сушильных цехов
необходимо цементировать. Перед топками должны быть заделаны
в пол железные листы. Устройство полов с углом наклона более
10° без накладок или ступенек не разрешается.
8.	Расположение устройств для пуска и остановки машин. Пуско-
вые устройства должны быть расположены в таком месте, чтобы
в поле зрения пускающего были все рабочие площадки и проходы
вблизи пускаемой машины. При централизованном расположении
пусковых устройств пуск может производиться только по сигналу,
даваемому с места установки машины. Местоположение сигнального
устройства должно удовлетворять указанному выше требованию.
Выключатели для остановки машин должны всегда располагаться
вблизи них. Для конвейеров необходимо устанавливать несколько
выключателей на расстоянии не больше 30 м один от другого. При
расположении рабочих площадок на разных этажах выключатели
устанавливаются на каждой площадке. Если лицо, пускающее
машины, не может видеть все рабочие площадки и проходы у пуска-
емого агрегата (например, у ленточных конвейеров большой длины,
дробилок или элеваторов, располагаемых на нескольких этажах),
то должна быть предусмотрена система прямой и обратной сигнали-
Промышленная санитария и правила безопасности
437
зации (прямая — от места пуска на рабочие места, обратная —
от рабочих мест к месту пуска). Пускать машину в ход в этом случае
можно только после подачи прямого сигнала и получения разреша-
ющего обратного сигнала с рабочего места. Кроме приборов сиг-
нализации, на рабочих местах должны быть кнопки или другие
устройства, дающие возможность с рабочего места предотвратить
пуск машины или остановить работающую машину. На верхних
рабочих площадках бункеров должны устанавливаться устройства,
позволяющие остановить работающие питатели и предотвратить
возможность пуска их в ход. Этими устройствами следует пользо-
ваться при нахождении в бункере людей и при случайном попадании
в бункер громоздких предметов.
Цепи аппаратов, в которых пуск и остановка отдельных машин
могут производиться только в определенной последовательности,
должны иметь автоблокировку, предотвращающую возможность
неправильного пуска машин и их остановку.
Правила установки электросилового
и осветительного оборудования. К электротех-
ническим установкам на обогатительных фабриках предъявляются
требования действующих «Правил устройства электроустановок»,
«Правил безопасности при эксплуатации электроустановок станций
и подстанций» и «Правил безопасности при эксплуатации электро-
технических установок промышленных предприятий».
Правила установки подъемнотрапспорт-
ных устройств. Установка мостовых кранов, тельферов
и других подъемнотранспортиых устройств должна быть запроекти-
рована в соответствии с действующими «Правилами устройства,
освидетельствования и эксплуатации кранов, подъемных механиз-
мов и вспомогательных при пих приспособлений».
Установка электрических подъемников грузовых и пассажирских
должна быть запроектирована в соответствии с действующими «Пра-
вилами устройства, освидетельствования и эксплуатации электри-
ческих подъемников (лифтов)».
Правила хранения и применения реаген-
тов [22]. Фабричные склады реагентов располагаются на охра-
няемой территории. Для хранения реагентов предусматриваются
помещения закрытого типа. Под навесами, защищающими от сол-
нечных лучей и осадков, расположенными на территории реагент-
ного склада, допускается хранение в металлических резервуарах
и цистернах фенольных аэрофлотов, флотационных масел, сульфида
натрия, соляной кислоты (в бутылях). Ядовитые реагенты, напри-
мер цианиды, должны храниться в особом помещении. Гашеную
известь можно хранить в закрытых бункерах или ларях вне общего
склада реагентов, вблизи от помещений для приготовления изве-
сткового молока. Для негашеной извести отводится специальное
несгораемое помещение, хранить ее вместе с другими реагентами
запрещается. Сухие и жидкие реагенты должны храниться отдельно.
438
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
В складских помещениях должна быть предусмотрена естествен-
ная и искусственная вентиляция с таким расчетом, чтобы содержа-
ние вредных газов и паров в воздухе помещения не превышало пре-
дельно допустимых концентраций. Над местами выгрузки и вскры-
тия тары-и посуды устраивается местная отсасывающая вентиляция.
Полы реагентного склада должны иметь уклоны и сточные канавки
для быстрого и удобного смыва реагентов и решетчатые настилы.
В помещениях для хранения реагентов, растворимых в воде
(неорганические реагенты, ксантогенаты, сухие аэрофлоты), полы
должны быть асфальтированы, а в помещениях для жидких масля-
нистых реагентов полы делаются из рифленых керамических плиток.
Склады реагентов должны удовлетворять строительным, сани-
тарным и противопожарным нормам проектирования промышленных
предприятий. Склады ядовитых реагентов, кроме того, должны
удовлетворять действующим правилам для складов сильнодейству-
ющих ядовитых веществ.
Реагентные отделения, где приготавливаются растворы реаген-
тов, должны быть изолированы от всех других отделений обогати-
тельной фабрики. Все операции по подготовке и растворению реа-
гентов (транспортирование, подъем, загрузка в чаны, подача в рас-
ходные бачки) надлежит механизировать. В рабочих помещениях
реагентного отделения устраивается искусственная вентиляция
с таким расчетом, чтобы содержание вредных газов и паров в воздухе
помещений не превышало предельно допустимых концентраций.
Помимо общей вентиляции помещения, растворные чаны и отстойники
для цианидов, ксантогенатов, сернистого натрия, чаны с аэрофло-
тами оборудуются местными укрытиями с отсосами воздуха.
Растворные чаны и отстойники должны иметь конические днища
и размещаться таким образом, чтобы при надобности можно было
полностью удалять содержащиеся в них реагенты. Сверху чаны за-
крываются, а крышки чанов с растворами ядовитых реагентов закры-
ваются на замок. Автоматические питатели ядовитых реагентов
помещаются в кожухе под замком. Разводящие трубопроводы для
ядовитых реагентов по всей длине устраиваются глухими и окраши-
ваются в яркие цвета. Места ввода реагента в пульпу следует огра-
ждать. У аппаратов для подачи и размола сухих реагентов должно
быть предусмотрено местное пылеотсасывание, приспособления для
обмыва стен и полов струей воды, а также устройство стоков и кранов
со шлангами, пневмоуборка помещения.
Известь и другие твердые реагенты должны дробиться в изоли-
рованном помещении в закрытых дробильных аппаратах при доста-
точной вентиляции.
По каждому виду реагентов предусматриваются механизиро-
ванные устройства для очистки, промывки и обезвреживания тары.
В реагентных отделениях должна предусматриваться звуковая
и световая сигнализация о неисправности или отключении аппара-
туры и всех точек общеобмеиной и местной вентиляции.
Промышленная санитария и правила безопасности
439
Телефоном или громкоговорящей связью реагентное отделение
соединяется с руководством обогатительной фабрики, пожарной
охраной и здравпунктом.
На реагентных площадках, над расходными бачками и питате-
лями с жидким аэрофлотом, растворами цианидов и сернистого нат-
рия предусматривается вытяжная искусственная вентиляция, обес-
печивающая допустимую концентрацию вредных веществ в воздухе.
Реагентные бачки должны быть оборудованы сигнализацией о запол-
нении их реагентами и автоматическим выключением насосов во
избежание переполнения бачков.
Глава VIII
ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ ПО РАЗРАБОТКЕ СМЕТНОЙ
И ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ЧАСТЕЙ ПРОЕКТА
§ 1.	Объем и содержание сметной части проекта
На стадии проектного задания сметная
стоимость строительства обогатительной фабрики
определяется на основе принятых проектных решений в следующем
порядке:
а)	стоимость зданий и сооружений, подлежащих осуществлению
по типовым проектам, определяется по прейскурантным ценам или,
если нет утвержденных прейскурантных цен, по сметам к этим типо-
вым проектам;
б)	стоимость зданий и сооружений, по которым нет типовых
проектов, определяется по утвержденным укрупненным показа-
телям и применительно к сметам типовых или повторно при-
меняемых аналогичных объектов, либо по укрупненным сметным
нормам;
в)	стоимость оборудования определяется применительно к сметам
аналогичных объектов или по оптовым ценам на оборудование с уче-
том транспортных и заготовительно-складских расходов, взятых
в процентах от отпускной цены оборудования, либо по показателям
на 1 т веса оборудования;
г)	стоимость монтажа оборудования, технологических конструк-
ций и трубопроводов определяется на основе смет аналогичных
объектов по укрупненным нормативам (в процентах от отпускной
стоимости оборудования, на единицу веса оборудования, на единицу
установленной мощности и т. п.);
Для приблизительных подсчетов стоимость монтажных работ можно При-
пять: для обогатительного оборудования 8%, подъемно-транспортного 10%,
станочного и лабораторного 3—4% от стоимости оборудования, включая сюда
и накладные расходы на монтажные работы. Транспортные расходы в зависи-
мости от расстояний перевозки оборудования составляют 3—8% от стоимости
оборудования по прейскуранту, а наценки сбытовых организаций — около 1 %
от той же стоимости.
д)	стоимость общеплощадочных работ и общих затрат по строи-
тельству определяется по укрупненным показателям стоимости;
Объем и содержание сметной части проекта
441
е)	стоимость проектных и изыскательских работ определяется
по сборнику цен на проектные и изыскательские работы для строи-
тельства;
ж)	стоимость научно-исследовательских работ определяется рас-
четом.
Сводный сметно-финансовый расчет составляется по форме
табл. 93 и содержит следующие части и главы:
Таблица 93
Форма для сводного сметно-финансового расчета
Сметная стоимость
Наименование
частей, глав,
° объектов, работ
и затрат
Часть I. Глава 1. Подготовка территории строительства. Глава 2.
Объекты основного производственного назначения. Глава 3. Объекты
подсобного производственного и обслуживающего назначения.
Глава 4. Объекты энергетического хозяйства. Глава 5. Объекты
транспортного хозяйства и связи. Глава 6. Внешние сети и соору-
жения водоснабжения, канализации, теплофикации и газификации.
Глава 7. Благоустройство промышленной площадки. Глава 8. Вре-
менные здания и сооружения. Глава 9. Прочие работы и затраты
(научно-исследовательские работы, удорожание работ в зимнее
время).
Часть II. Глава 10. Содержание дирекции строящегося пред-
приятия. Глава 11. Подготовка эксплуатационных кадров. Глава 12.
Проектные и изыскательские работы.
В конце сводного сметно-финансового расчета отдельной строкой
предусматривается сумма на непредвиденные работы и затраты
в установленном размере.
Пояснительная записка к сводному сметно-финансовому расчету
должна содержать указания о применяемых показателях стоимости,
сметах к типовым и повторно применяемым проектам, методах исчи-
сления поправок и сведения об особых условиях определения смет-
ной стоимости строительства.
Сметы к рабочим чертежам составляются для уточ-
нения установленной сметно-финансовыми расчетами стоимости
442
Разработка сметной и технико-економической частей проекта
строительства отдельных зданий и сооружений обогатительной фаб-
рики и служат основой производственного планирования и расчетов
за выполняемые работы.
Вопрос о том, по каким зданиям, сооружениям и видам обще-
площадочных работ сметы по рабочим чертежам не должны соста-
вляться, решается инстанцией, утверждающей проектное задание.
Сводная смета на стадии рабочих чертежей не составляется.
Сметная стоимость отдельных зданий и сооружений по рабочим чер-
тежам уточняется в пределах общей стоимости строительства, уста-
новленной сметно-финансовым расчетом.
Сметы к рабочим чертежам составляются на основании объемов
строительно-монтажных работ, определенных по рабочим чертежам,
а также прейскурантных цен или расценок, составленных по укруп-
ненным сметным нормам, а при отсутствии их — на основании сбор-
ников единых районных расценок или утвержденных каталогов
единичных расценок и ценников на монтаж оборудования.
§ 2.	Классификация производственных затрат, методика их
исчисления, распределение затрат по статьям сметной калькуляции
При составлении и анализе сметной калькуляции производствен-
ные расходы классифицируются по отдельным элементам затрат
(исходное сырье, электроэнергия, вода, топливо, материалы и т. д.)
и по отдельным статьям сметной калькуляции.
Все расходы принято подразделять па следующие группы: основ-
ные расходы производства, накладные расходы производства, обще-
заводские расходы. В собственно фабричные расходы входят только
расходы по первым двум группам (табл. 94).
Группы основных и накладных расходов производства включают
расходы по следующим 13 статьям:
A-f-B. Основные расходы: 1) исходное сырье; 2) вспо-
могательные материалы основного производства; 3) топливо для
производственных целей; 4) силовая электроэнергия; 5) производ-
ственная вода; 6) заработная плата производственных рабочих;
7) начисления на заработную плату производственных рабочих;
8) амортизация основных средств; 9) сменные части оборудования
и быстроизнашивающееся оборудование.
В. Накладные расходы: 10) текущий ремонт основ-
ных средств; 11) содержание основных средств; 12) охрана труда;
13) разные накладные расходы.
Порядок составления сметной калькуляции следующий:
1.	Подсчитываются производственные расходы по элементам
затрат: а) исходное сырье; б) вспомогательные материалы основного
производства; в) топливо для производственных целей и отопления;
г) электроэнергия силовая и осветительная; д) вода производствен-
ная и хозяйственно-бытовая; е) заработная плата и начисления на
Классификация производственных затрат
443
нее; ж) амортизационные отчисления; з) сменные части оборудова-
ния и быстроизнашивающееся оборудование; и) текущий ремонт
основных средств; к) охрана труда; л) содержание основных средств;
м) разные накладные расходы.
2.	Каждый вид затрат распределяется по отдельным статьям
сметной калькуляции.
3.	Составляется калькуляционная таблица и подсчитываются
итоги.
Распределение затрат по статьям сметной калькуляции и методы
исчисления этих затрат указаны в табл. 94, 95.
Таблица 94
Форма сметной калькуляции
№ статей расходов	Наименование статей расходов	Единица измерения	Стоимость единицы	Количество	Сумма, руб.	Руб. па 1 т РУДЫ
1 2 3 9	А. Исходное сырье Б. Основные расходы производства: вспомогательные материалы топливо для производственных целей сменные части оборудования и быстроизнашивающееся обору- дование					
2-9	Итого основных расходов					
10 ' 1з'	В. Накладные расходы производ- ства: текущий ремонт основных средств Разные накладные расходы					
10-13	Итого накладных расходов					
СО со 1 1	Итого фабричных расходов В том числе по фабричному переде- лу (Б-f-B)					
444 Разработка сметной и технико-акономической частей проекта
Таблица 95
Элементы эксплуатационных затрат, методы их исчисления
и распределение их по статьям сметной калькуляции
п/п	Элементы затрат	К какой статье кальку- ляции относятся расходы		Методы исчисления расходов или исходные данные
1	2	3		4
1	а) Исходное сырье	1		По данным горной части про-
				екта
2	б) Вспомогательные материя-	2		По данным технологической
	лы (футеровка, шары, реа- генты, ткань и др.)			части проекта
	в) Топливо:			
3	технологическое (сушка ру-	3		По данным санитарно-техни- ческой части проекта
4	ды, подогрев пульпы) для отопления	11		
	г) Электроэнергия:			
5	силовая для основного обо-	4		
	рудования			
6	силовая в ремонтных ма-	10		
7	стерских силовая в лаборатории и потери в сети	13		По данным электротехниче- ской части проекта
8	осветительная	И		
	д) Вода:			
9	тех но логическая	5 1		По данным технологической и
10	для смыва полов и хозяй-			санитарно-технической ча-
	ствепно-питьевая	и |		стей проекта
	е) Заработная плата с начи-			
	слениями:			
И	основных производственных рабочих	6; 7		Заработная плата по данным
12 13 14	ремонтной мастерской Дежурной бригады слесарей лаборатории, ОТК, ИТР и прочих трудящихся	10 И 13		технико-экономической ча- сти проекта, начисления на заработную плату — 8—9% от фонда заработной платы
	ж) Амортизационные отчисле-			
	ни я:			
15	по объектам основного про-	8 1		
16	изводствепного назначения прочие помещения и сети	13 1		По действующим указаниям
17	з) Сменные части и быстро-	9		3% в год от стоимости обору-
	изнашивающееся оборудова-			дования
	ние			
18	н) Текущий ремонт основных	10; 1	3	3—4% в год от стоимости
19	средств к) Охрана труда:			3—5% в год от годового фон-
	производственных рабочих	12		да заработной платы
20	остальных трудящихся1			
1 По тем статьям, где проходит заработная плата
Классификация производственных затрат
445
Продолжение табл. 95
X. п/п	Элементы затрат	К какой статье кальку- ляции относятся расходы	Методы исчисления расходов или исходные данные
1	9	3	4
21 22 23 24 25 26	л) Содержание основных средств: расходы по пунктам 4,8, 10, 13, 20 смазочные и обтирочные м) Разные накладные расходы: расходы по пунктам 7, 14, 16, 18 содержание лабораторий командировки прочие расходы	11 И 13 13 13 13	0,5—1% в год от стоимости оборудования Отдельным расчетом 5—10% от заработной платы ИТР 5—10% от суммы расходов по этому разделу
ПРИЛОЖЕНИЕ 1
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ЩЕКОВЫХ ДРОБИЛОК
Показатели	Тип дробилки								
	Со сложным качанием щеки				С простым качанием шеки				
	ЩС-25Х90 		ЩС-40Х90	ЩС-40Х60	ЩС-60Х90	ЩКД-4	ЩКД-6	ЩКД-7	ЩКД-8	ЩКД-9
Размеры пасти, мм‘.									
ширина 		250	400	400	600	400	600	900	1200	1500
длина 		900	900	600	900	600	900	1200	1500	2100
Ширина разгрузоч- ной щели, мм . .	20—80	40—100	40-100	75-200	40—100	75-200	130	150	180
Наибольший размер кусков в питании, мм		210	340	340	510	340	510	700	1000	1200
Производительность, м3/ч .......	6-30	14-38	10—25	35-120	10-25	42-110	НО	175	310
Электродвигатель:		——*							
тип		АО-82-6	АО-83-6	АО-82-6	AIM01-8M	АО-82 6	АК-91-6	АК-103-8	АК-112-8	А К 13-52-12
мощность, кет . .	28	40	28	75	28	75	100	160	250
Вес без электрообо- рудования, т . .	5,83	9,34	4,93	14,23	7,56	26,87	70,78	139,6	252
Изготовители: 1, Дробилок со сложным катанием щеки и ЩКД-4 и ЩКД-6— Выксунский завод дро-
бильно-размольного обрудования.
2. Дробилок с простым качанием щеки — завод Волгоцемтяжмаш.
Приложения
448
Приложения
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА КОНУСНЫХ
Показателя	Тип				
	Конусная для крупного дробления				
	ККД-500	ККД-900	ККД-1200	ККД-1500Б	
Диаметр основания дробящего конуса, мм		1250	1600	2000	V • 2500	
Ширина приемной щели, мм ....	500	900	1200	1500	
Ширина наимень- разгру-	шан	60	120	140	160	
зонной щели	коми- в фазе	нальная	75	130	150	180	
раскры- тия про- наиболь- филей, мм шая	90	150	180	220	
Наибольший размер кусков в питании, мм	  .	400	750	1000	1200	
Число качаний кону- са в минуту, не менее 		160	140	100	80	
Производительность при номинальной ширине разгрузоч- ной щели, мг/ч . .	140	340	560	1150	
Э л ект род ви гате л ь: тип		А-103-8	AK3-12-35-8,	AK3-12-35-10,	АК 3-12-52-10,	
мощность, кет , .	125	АКЗ-12-42-8 250	АКЗ-12-42-10 2X200	АКЗ-13-42-10 2X320	
Вес без электрообо- рудования, т . . .	38,5	134,5	216,8	401	
Изготовитель дробилок — Уральский завод тяжелого машиностроения.
* ГОСТ 6837—62.
Приложения
449
ПРИЛОЖЕНИЕ 2
ДРОБИЛОК ДЛЯ КРУПНОГО ДРОБЛЕНИЯ
дробилки
(ККД)			Конусная для вторичного дробления (КРД)		
	ККД-1500А	ККД-2000 *	КРД-500	КРД-700	КР Д-900
	3200	3200	1600	2000	2500
	1500	2000	500	700	900
	270	320	50	60	90
	300	350	60	75	100
	330	380	70	90	НО
	1200	1700	400	550	750
	80	70	145	135	110
	2300	2800	200	400	720
	АКЗ-13-42-10, AK3-13-52-10	— •	АКЗ-12-52-12, АК 3-13-42-12	АК 3-13-52-12, AK3-13-62-12	АКЗ-13-42-10, АК 3-13-52-10
	2X400	—	200	320	400
	605,1	—•	94,0	133,6	261,5
29 Заказ 760*
450
Приложения
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА КОНУС
	Тип						
Показатели	* < о	И о	о	И о	< о с	И с о	
	со	со	СЭ	са			
	й	й	й	й	й	й	
	к	а		а	а	а	
Диаметр основания дробя- щего конуса, мм . . .	600	600	900	900	1200	1200	
Ширина приемной щели, мм 		40	75	75	115	115	170	
Ширина разгрузочной ще- ли , мм 		3—13	12—25	5-20	15—50	8—25	20—50	
Наибольший размер ку- сков в питании, мм . .	30	60	60	100	100	145	
Число качаний конуса в минуту, не менее . . .	350	350	325	325	260	260	
Производительность, м3/ч	3-13	12-25	8-40	30-55	30-85	70—105	
Электродвигатель:							
ТИП		—	АО-83-8	—	АО-83-4	А-101-8	А-101-8	
мощность, кет		30	28	55	55	75	• 75	
Вес дробилки без электро- оборудования, т ...	5	3,7	11	9.8	22,7	22,7	
Изготовители: 1. Дробилок КСД-600Б, КСД-900Б — Выксунский завод
2. Дробилок КСД-1200А, КСД-1200Б — Южуралмашзавод.
3. Дробилок КСД-1750Б, КСД-2200А, КСД-2200Б — Уральский завод тя
* ГОСТ 6937—62.
Приложения
451
ПРИЛОЖЕНИЕ 3
НЫХ ДРОБИЛОК ДЛЯ СРЕДНЕГО ДРОБЛЕНИЯ
дробилки
	КСД-1750А *	КСД-1750Б	КСД-2200А	КСД-2200Б	КСД-2500А * 		КСД-2500Б •	КСД-3000А*	КСД-3000Б *
	1750	1750	2200	2200	2500	2500	3000	3000
	215	250	275	350	335	450	475	600
	10-30	25-60	10—30	30-60	12-35	45-70	15—40	50—80
	190	215	250	зоб	290	380	400	550
	245	245	220	220	—	—	—	—
	60—180	160—300	120—340	340—580	170-480	620—810	275—700	850—1200
	—	А-104-8	АЗ-13-42-12	АЗ-13-52-12	—	—	—	—
	160	160	250	250	—	—	—	—
	47	46,9	80,1	79,6	—	—	—	—
дробильно-размольного оборудования.
желого машиностроения.
29*
ПРИЛОЖЕНИЕ 4
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА КОНУСНЫХ ДРОБИЛОК ДЛЯ МЕЛКОГО ДРОБЛЕНИЯ (КМД)
И ОПЫТНЫХ ИНЕРЦИОННЫХ ДРОБИЛОК
Показатели	Тип дробилки							
	КМД-1200	КМД-1750	КМД-2200-400	КМД-2200-600	КМД-2500 *	кмд-зооо *	Инерционные	
Диаметр основания дро- бящего конуса, мм . .	1200	1750 .	2200	2200	2500	3000	600	1650
Ширина приемной щели, мм 		45	100	130	130	180	200	100	280
Ширина разгрузочной щели, мм		3-13	5—15	5-15	5—15	5—15	6—20	35**	65**
Наибольший размер ку- сков в питании, мм	35	85	100	100	150	170	80	250
Число качаний ковуса в минуту 		- 260	245	224	220	—	—	—	—
Производительность при наименьшей и наи- большей ширине раз- грузочной щели, м3/ч	12-55	40-120	75-220	75-20Q	120-360	180—600	10	80
Электродвигатель: тип ... 		А-101-8	А-104-8	АЗ-13-42 12	A3-13-52-12	2.1&	—.	—		
мощность, кет . . .	75	160	250	320	—	—	75	630
Сила прижатия пружин, т ..........	110	300	400	600	—	—	—		
Вес дробилки без элек- трооборудования, т	22,8	47,0	80,7	89,2	—	—	—	102,6
Изготовители: 1. Дробилок КМД-1200— Южуралмашзавод.
2. Дробилок КМД-1750, КМД-2200-400, КМД-2200-600, инерционных — Уральский завод тяжелого машино-
строения.
* ГОСТ 6937—62.
** Ширина разгрузочной щели на открытой стороне.
Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 5
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ЗУБЧАТЫХ ДРОБИЛОК
Показатели	Тип дробилки						
	Двухвалковые						Одновалко- вая
	ДДЗ-1М	ДДЗ-2М	ддз-зм	ДДЗ-4М	ДДЗЭ-9Х9	ДДЗЭ-15Х12	ДОЗ
Размеры валков, диа- метр X длина, мм . .	450X 500	600X750	900X900	900X1200	900 X900	1500X1200	950X900
Скорость вращения вал- ков, об/мин		64	50	36	36	42	40	36
Наибольший размер кусков в питании, лл	100-200	400X 500 X 600	400X 600X 800	400X 600X1000	250—360	100—900	800
Максимальная круп- ность кусков в дроб- леном продукте, мм	25; 50; 75; 100	50; 75; 100; 125	100; 125; 150	125; 150	40; 75	15; 100; 150	100
Производительность (для угля), т/ч *		20; 35; 45; 55	60; 80; 100; 125	125; 150; 180	200; 240	65; 120	До 150	60—80
Электродвигатель:							
ТИП		МА-144-1/8.	МА-145-1/8	МА-145-2/8	МА-146-1/8	АО-82-4	МА-146-1/6	МА-145-1/8
мощность, кет ...	11	20	25	35	40	61	20
Вес дробилки без элек- трооборудования, т	3,1	5,2	10,4	11,2	13,4	32,1	6,28
Изготовители: 1. Дробилок ДДЗ-1М, ДДЗ-2М, ДДЗ-ЗМ, ДДЗ-4М, ДОЗ — Ясиноватский машиностроительный
завод.
2.	Дробилок ДДЗЭ-9Х9, ДДЗЭ-15Х12 — Электростальский завод тяжелого машиностроения.
• Производительность для других полезных ископаемых рекомендуется определять по формуле (99).
Приложения
			 ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МОЛОТКОВЫХ ДРОБИЛОК											ПРИЛОЖЕНИЕ 6			
				 Тип дробилки													
Показатели		Однороторные					Однороторные реверсивные							С приводной плитой и очистным устройством			
	М8-6	Ml 0-8	М13-16	М20-30	ДМР-ЮхЮ-750	ДМР-10 х 10-1000	ДМР-10Х10-1500	ДМРЭ-14,5х13		ДМРИЗ-14,5x13X1000		ДМПП-1200 х 1000	ДМЭ-17x14,5	ДМП-2100Х1850
Размеры ротора, мм:														
диаметр .......	800	1000	1300	2000	1000	1000	1000	1450	1450		1450	1200	1700	2100
длина ........ •Скорость вращения ро- тора, об/мин .... Наибольший	размер кусков в питании, мм Крупность дробленого продукта, лыи .... Производительность, т/ч	600 985 200	800 980 300 25—0	1600 735 400 10-0	3000 500 400 15-0	1000 735 80 5-0	1000 985 80 3-0	1000 1470 80 2-0	1300 735 80 3-0	1300 985 80 3-0		1300 985 80 3-0	1000 735 350 50-0 200—250 **	1450 590 600	1850 492 350 20-0 500—600 **
уголь 	 известняк ..... бокситы	 Электродвигатель глав- ного привода:	36-48 * 20—28**	67-105 34-54	150—200	850—1000	До 100	До 90	До 80	До 175	До 300		До 250	—	150-500	—
тип		АО-93-6	ГАМ-6-125-6	АЗ-12-35-8, А-113-8	АТК1868-12, МС-323-8/12	АО-112-8, АО-113-8, АЗ-12-35-8	АО-112-6, АО-114-6	АО-104-4, АО-113 4	АЗ-13-42-8, АЗ-13-52-8	AK3-13-46-6, AK3-13-37-6		AK3-13-37-6, АКЗ-13-46-6	АК-105-8, АК-112-8, А К -113-8	AK3-13-42-10, AK3-13-52-10	ДАЗ-17-12-12
мощность, кет . . . Мощность электропри- водов, кет:	55	130	250; 200	490; 500	200	200	250	500	630		630	160	400	900
очистного устройства	—	—	—	—	—	—	—	—					4,5	|	8 72,15	14
приводпой плиты . . Вес дробилки без элек- трооборудования, т	2,31	5,05	10,2	54,1	8,86	9,02	9,08	18,04	18,04	1	20,08	4,5	1 23,7		10 65,40
Изготовители: 1. Дробилок М8-6, М10-8—Костромской завод «Строммашина».
2.	Дробилок М13-16— Выксунский завод дробильно-размольного оборудования.
3-	Дробилки М20-30 — Брянский завод «Строммашина».
4.	Дробилок однороторных реверсивных и дробилки ДМЭ-17Х14,5— Электростальский завод тяжелого машиностроения
5.	Дробилок ДМПП-1200Х1000, ДМН-2100Х1850 — Сызранский завод тяжелого машиностроения.
* Производительность при щели 25 мм.
** Расчетная производительность
Q е» т- п •> 1 а
454
Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 7
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РОТОРНЫХ ДРОБИЛОК
(с закрепленными билами)
Показатели	Тип дробилки		
	Однороторная СМ-624	Двухроторная С-616	Однороторная С-643
Диаметр ротора, мм . .	850	850	980
Скорость вращения ро- тора, об/мин ....	675	1020/1170	585
Скорость бил ротора, м/ сек 		30	—	30
Зазор между колосни- ками репзетки, мм . .	30; 50; 75	—	50; 75; 100
Н аибол ыпий	р азме р кусков в питании, мм	400	400	—
Максимальная круп- ность дробленого про- дукта, мм 			55	30% 4-10 льи	6% +100 .«.и
Производительность, мъ/ч		До 50	До 35	До 100
Предел прочности дро- бимого	материала, кГ/см^ .......	До 1500	До 1500	До 1500
Электродвигатель:			
ТИП		АО-82-4	АО-2 91-6 *, АО-2-816 ••	АК-91-4
мощность, кет . . .	40	55* 30**	75
Вес дробилки, т ...	5,88	8,80	15,4
Изготовитель — Выксунский завод дробильпо-размольного оборудования.
* Для четырехбильного ротора.
** Для двухбильного ротора.
П рилозюения
455
ПРИЛОЖЕНИЕ 8
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ВАЛКОВЫХ ГРОХОТОВ
Показатели	Тип грохота		
	ГВ-150	ГВ 11-100	ГВ П-75
Рабочая ширина грохота, мм		1270	1500	1500
Площадь грохочения, м2 ........	— 2,5	3,75	3,9
Размер отверстий между валками, мм . .	150	100	75
Количество валков		7	11	14
Производительность, т/ч	 Электродвигатель:	До 400	До 600	До 600
ТИП	 			МА-142-2/4	
мощность, кет		8	8	8
Вес грохота, т .............	3,91	6,09	6,50
и Луганский машиностроительные за-
Изготовители — Карагандинский
воды им. Пархоменко.
ПРИЛОЖЕНИЕ 9
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ
И СЛАБОНАКЛОННЫХ КАЧАЮЩИХСЯ ГРОХОТОВ
ДЛЯ ГРОХОЧЕНИЯ УГЛЯ
Показатели	Тип грохота			
	ГПК-4А	ГП-4ПА	ГУК-81	ГУКК
Рабочая площадь сит, м~:				10
верхних 		12	15,2	10	
нижних 		12	16	Нет	10
Число коробов	 Размеры отверстий верхних сит,	4	4	1	1
ММ		6-100	6-100	6—13	6—50
Наибольший размер кусков в пи-				До 300
тании, мм	 Производительность по верхним	До 350	До 350	До 300 130-250 *	
				220-290 *
ситам (по углю), т/ч .... Двойная амплитуда качаний ко-	До 400	До 400		
				20
роба, мм		20	20	20	
Число качаний в минуту .... Электродвигатель:	500	500	550 МА-143-1/4	500 МА-143-2/6
ТИП		МА-143-2/6			
мощность, кет		11	И	11,4	11
Вес грохота, т 		10,78	12,25	7,12	8,00
Изготовитель — Луганский машиностроительный завод им.
Пархоменко.
* Меньшая производительность — для наименьших, бблыпая — для наибольших от-
верстий сита.
456
П риложения
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА
	Тип				
Покаватепи	Наклонные для крупного грохочения (для руд)		Инерционные,		
	ГИТ-31, С-724	ГИТ-41, СМ-690	ГЖ-1	ГЖД-1	
Число сит		1	1	1	2	
Размеры сита (решета), мм	1250 X 2500	1500 X 3000	400 X 800	400 X 800	
Тип просеивающей поверх^ пости 		Коло	сники	«Арфа»	Сетка	
Наибольший размер кусков в питании, мм		750	♦ 1000	—	—	
Размер отверстий, мл:					
первого сита 		70; 150	70; 150; 175; 200	2; 4; 6; 12; 16; 20	3,5 х 3,5	
второго сита 		—	—	—	1,6 х 1,6	
Производительность, т/ч	До 350	450	13	—	
Число колебаний короба в минуту 		800	1100	—	1800	
Двойная амплитуда коле- баний короба, мм , . .	6	6	6	6	
Угол наклона сит, град	15	До 30	—	До 25	
Электродвигатель:					
ТИП 		АОС-62-4	АОС-63-4	АО-31-4	АО-31-4	
мощность, кет		10	14	0,6	0,6	
Вес без электрооборудова- ния , т		3,39	5,90	0,125	0,139	
Приложеиия
'АТ
ПРИЛОЖЕНИЕ 10
ВИБРАЦИОННЫХ ГРОХОТОВ
грохота
самоцеитрирующиеся тяжелого типа для среднего и мелкого грохочения
	ГИТ-11, ГЖ-2	ГИТ-12, ГЖД-2	ГИТ-32, 171-ГР	ГИТ-42, 172-ГР	ГИТ-51, 173-ГР	135-ГР
	1	2	2	2	1	1
	750 X 1500	750 X 1500	1250 X 2500	1500 X 3000	1750 X 3500	2000—3500
	«Арфа»	Сетка		Решето и сетка	Решето	Колосники
	—	—	175	200	350	250
	4; 6; 14; 18; 24; 30	3,5 X 3,5	25x25	80x80	20	50
	—	1,6 X 1.6	12 X 12	12 X 12	—	—
	56	—	300	400	600	1500
	—	—	1000	750	750	800
	6	6	6	8	8	16
	—	До 25	25	25	25	30
	АО-41-4	АО-42-4	АО-51-4	АО-52-4	АО-62-4	АО-72-4
	1,7	2,8	4,5	7	10	20
	0,60	0,574	3,91	4,71	6,76	6,08
458
Приложения
	Тип				
Показатели	Горизонтальные самобалансные тяжелого типа для среднего и мелкого грохочения (для руд)			Наклонные (для	
	ГСТ-31, 186-ГР	' ГСТ-42, 166-ГР	ГСТ-61, 168-ГР	ГИЛ-32, ГВП-1Б	
Число сит		1	2	1	2	
Размеры сита (решета), мм	1250 X 4000	1500 X 3000	2000 X 5000	1250 X 2500	
Тип просеивающей поверх- ности 		Щелевое	Сетка	Решето	Сетка	
Наибольший размер ку- сков в питании, мм . .	—	40	200	100	
Размер отверстий, мм:					
первого сита		2	10X10	10	25X25	
второго сита		—	4x4	—	13X13	
Производительность, т/ч	25	40	160	70*	
Число колебаний короба в минуту 		1000	1000	700	1200	
Двойная амплитуда коле- баний короба, к* . . .	8	8	5	5	
Угол наклопа сит, град Электродвигатель:	0	0	0	15	
ТИП 		АО 62-4	АО-62-4	АО-63-6	МА-1421/6	
мощность, кет		10	10	10	3,8	
Вес без электрооборудова- ния, т		2,40	2,60	7,69	1,40	
Изготовители: 1. Грохотов С-724, СМ-690 — Костромской завод «Стромма
2. Грохотов ГЖ-1, ГЖД-1, ГЖ-2, ГЖД-2—Верхне-Уфалейскиь метал
3. Грохотов 171 ГР, 172-ГР, 185 ГР—Днепропетровский завод металлур
4. Хрохотов 173-ГР, 186-ГР, 166 ГР — Воронежский завод горнообогати
5. Грохотов 168-ГР, ГВП-1Б, ГУП-ПК, ГВР-ПБ, ГИ2-СА ГРС-1А,
Сокращения: ГИТ — грохот инерционный тяжелого типа; ГСТ — грохот
Производительность, мЗ/ч.
Приложения
459
Продолжение прилож. 10
грохота
инерционные легкого типа угля)				Горизонтальные резонансные (для угля)		
	ГИЛ-32, ГУП-ПК	ГИЛ-42, ГВР-ПБ	ГИЛ-52, ГИ2-СА	ГИЛ-61, ГРС-1А	ГР-54	ГРС-А
	2	2	2	1	2	1
	1250 х 4000	1500 X 3000	1750 X 4250	2000 X 5000	2000 X 7500	2000 X 10 000
	Се’	гка	Решето		Сетка	
	150	100	300	300	300	300
	50X50	25 X 25 1		От 6X6 )		От 6x6
			100—6 |	До	}	100—6	До
	25x25	13 X 13 J		50 X 50 J		50X50
	90*	90*	500	120—340	До 600	До 520
	900	1000	900	600-700	500—550	600-700
	—	5	6	20-24	20	20-24
	5 х 15	5 25	15; 20; 25	0,5	0	0
	МА -1422/4	МА 1421/6	МА 1422/4	МА-1432/6	МА-1431/4	МА-1432/6
	8	3,8	8	11	11,4	11
	2,18	1,69	2,95	11,26	15,07	21,39
шина».
лургический завод.
гического оборудования.
тельного оборудования.
ГР 54, ГРС-А— Луганский машиностроительный завод им. Пархоменко,
самобалансный тяжелого типа; ГИЛ — грохот инерционный легкого типа.
ПРИЛОЖЕНИЕ 11
ТЕХНИЧЕСКАЯ
характеристика горизонтальных и слабонаклонных
КАЧАЮЩИХСЯ ГРОХОТОВ для обезвоживания углей
быстроходных
со
Показатели			Тип грохота		- 			
«	ЕКГОМ-2А	ГПО-4М	ГПО-4КА	ГПО-4ПБ	ГУКО	ГУКОД
Рабочая площадь сит, м2: верхних 	 нижних 	 Число коробов 	 Размеры отверстий сита, мм	 Наибольший размер кусков в питании, мм	 Производительность при обезвожива- нии (по углю), т/ч: концентрата 	 шлама	 Двойная амплитуда качаний короба, ММ ................. Число качаний в минуту	 Электродвигатель: тип	 мощность, кет ........... Вес грохота, т	 Изготовители: 1. Грохотов БКГОМ хотов ГПО-4М, ГПО-4КА, ГПО-4ПБ, ГУ	7,5 Нет 2 0,25-1,0 25 20—25 13 20 400 МА-143-1/8 6,5 4,66 -2А—Караган КО, ГУКОД-	9,0 9,0 4 0,25—1,0 25 До 85 До 30 20 400 МА-Н 11	I 10,57 динский маш -Луганский	9,0 9,0 4 13—60 * До 350 До 250 20 400 13 2/6 11 9,72 гиностроител мапшнострои	15,2 16,0 4 6—50 До 300 До 250 20 450 М Н	I 13,00	! ьный завод в тельный зав<	10,0 Нет 1 0,25—1,0 До 300 70-80 20 450 А-143-2/6 Н	1 7,51 гм. Пархомев эд им. Пархс	10,0 10,0 1 £ До 300	£ О £ До 240 **	| 		10 20 500 11 7,92 ко. 2. Гро- >менко.
* Размер отверстий нижних сит 0,25—1,0 мм.
** Производительность по нижнему ситу 60—80 т/ч.
Примечание. Для обезвоживания
установке на них сит с мелкими отверстиями.
могут применяться также
резонансные грохоты ГРС-1А и ГР-54 (приложение 10) при
ПРИЛОЖЕНИЕ 12
техническая характеристика стержневых мельниц мокрого измельчения
с центральной разгрузкой
Показатели	Тип мельницы								
	МСЦ-9-18	МСЦ-12-24	МСЦ-15-31	МСЦ-21-30	МСЦ-27-36	1МСЦ-32-45	МСЦ-36-55	МСЦ-40-55	МСЦ-45-60
Размеры барабана, мм: диаметр ....	900	1200	1500	2100	2700	3200.	3600	4000	4500
длина 		1800	2400	3090	3000	3600	4520	5500	5500	6000
Рабочий объем, м3 		0,9	2,2	4,4	8,6 ’	17,7	32	50	61	85
Радиус улиткового питателя, мм . .	875	1140	1400	1500	1800			2400	3000	
Скорость вращения барабана, об /ми н	33	27	25	16,5	15,6	14,46	13,95	12,9	12,5
Электродвигатель: тип		АОП-72-4	АОП-93-8	АК-103-8	АК-113-8, СДЗ-12-29-8А*.	Д С-213-34-32	Д С-260-39-36	ДС-260-44-32	СДС-20-39-48	—
мощность, кет	20	40	100	АЗ-12-35-8 200	380	900	1250	2000		
Вес мельницы с футеровкой, но без стержней и электродвигате- ля, т		4,66	13,8 **	20,9	48	84,3	136,6	165,3	219,4	235
Вес стержневой загрузки, т . .	2,4	5,5	11,9	24	44	75	142	185	225
Изготовители: 1. Мельпиц МСЦ-9-18, МСЦ-15-31 — Куйбышевский вавод «Строммашина .
2. Мельниц МСЦ-12-24 — Ленинградский машиностроительный завод им. Котлякова.
3. Мельниц МСЦ-21-30 — Сызранский завод тяжелого машиностроения.
4. Мельниц МСЦ-27-36, МСЦ-45-60 — Уральский завод тяжелого машиностроения.
5. Мельниц МСЦ-32-45, МСЦ-36-55, МСЦ-40-55 — Ново-Краматорский машиностроительный завод.
* Мощность электродвигателя СДЗ-12-29-8А равна 230 кет.
* * Вес с электродвигателем.
Примечание. Рабочий объем барабанов мельниц указан при новой футеровке. Вес стержневой нагрузки дан по техническим харак-
теристикам ваводов-изготовителей и соответствует ваполнению 40—45%.
ПРИЛОЖЕНИЕ 13 fe ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ШАРОВЫХ МЕЛЬНИЦ С РАЗГРУЗКОЙ ЧЕРЕЗ РЕШЕТКУ	М									
Тип мельницы	Размеры барабана, ММ		Рабочий объем,	Радиус питателя, JAM 		Скорость враще- ния, об! мин	Тип электродвигателя	Мощность электро- двигателя, кет	Вес мельницы без шаров и электро- двигателя, т	Вес шаровой на- грузки, т
	диаметр	длина							
МШР-9-9 МШР-12-12 МШР-15-15 МШР-21-15 МШР-21-22 МШР-27-21 МШР-27-27 МШР-32-31 МШР-36-40 МШР-36-45 * МШР-36-50 . МШР-40-50 МШР-45-50 *	900 1200 1500 2100 2100 2700 2700 3200 3600 3600 3600 4000 4500	900 1200 1500 1500 2200 2100 2700 3100 4000 4500 5000 5000 5000	0,45 1,15 2,24 5,0 6,3 10,4 13,2 23,0 35,5 40 48 ' 55 71	715 1140 1400 1500 1500 1800 1800 2000 2400 2400 2400 3000	41 36 30 24,8 24,6 21 21 19,8 18,1 18,0 18,12 17,40 16,5	АОП-73-8 АОП-83-8 АК-91 6 А-102-6 АО-104-8 АК-113-8 ДС-213/24-32 Д С-213-34-32 ДС-213/29 24 ДС-260/44-36 Д С-260-44-32 СДС-20-39-48	14 28 55 125 160 300 380 600 1100 1250 1250 2000 (2500)	5,29 10,31 13,93 34,3 44,4 67,0 75,5 97,7 150,3 180 162,3 221,1 254	0,672 1,00 3,00 12,0 16,0	tej ^3 22,0	I 28,0	8 47,0	g 60,0	£ 74 96,5 128 147
тп^^Л?1?И1ь"М^г₽ 9 9’ МШР-12 12—Ленинградский машиностроительный завод им. Котлякова
Эм^лкии.ЛмптЛ^НИЦ?1-1РР‘9_9’ МШР-12-12—Ленинградский машиностроительный завод им. Котлякова
2. Мельниц МШР-15-15— Ьуибышевскии завод «Строммашина».
1’ Мельнип МШР 9^9’ МШр-27-21,„МП1Р-27-27, МШР-32-31-Уральский завод тяжелого машиностроения.
4. Мельниц МШР-21-22— Сызранский завод тяжелого машиностроения.	F
5. Мельниц МШР-36-40, МШР-36-50, МШР-40-50— Ново-Краматорский машиностроительный завод.
*’ГОСТ 10141—62.
___ Примечание. Рабочий объем барабанов мельниц указан для новой футеровки. Вес шаровой нягпучки паи nn твтттаопт,™
характеристикам заводов-изготовителей.	1	шаровой нагрузки дан по техническим
ПРИЛОЖЕНИЕ 14
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ШАРОВЫХ МЕЛЬНИЦ МОКРОГО ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ С ЦЕНТРАЛЬНОЙ
РАЗГРУЗКОЙ
Показатели	Тип мельницы								
	МШЦ-9-18	МШЦ-12-24*	МШЦ-15-31 1		МШЦ-21-30*	МШЦ-27-36	МШЦ-32-45	МШЦ-36-55	МШЦ-40-5 5	МШЦ-45-60*
Размеры барабана, мм: диаметр 		900	1200	1500	2100	2700	3200	3600	4000	4500
длина 		1800	2400	3090	3000	3600	4520	5500	5500	6000
Рабочий объем, м3 ....	0,9	3,2	4,4	8,6	19,0	32	50	61	85
Радиус улиткового питате- ля, ж		875	1140	1400	1500	1800	—	2400	3000	—
Скорость вращения бара- бана, об/мин ......	42	35	30	24	21	19,8	18,12	17,4	16
Электродвигатель: тип			АОП-73-6		АК-103-8			ДС-213-3 4-32	ДС 260/39-36	ДС-260/44 32	СДС-20-39-48	—
мощность, кет		20	55	100	200	380	900	1250	2000	(2500)
Вес мельницы с футеров- кой, но без шаров и электрооборудования, т	4,62	16	20,84	50	73,89	132,5	157,68	216,8	—
Вес шаровой нагрузки, т	1,60	3,7	8,0	14,0	37,0	73,5	102,0	141	
Изготовители: 1. Мельниц МШЦ-9-18, МШЦ-15-31 — Куйбышевский завод «Строммашина».
2. Мельниц МШЦ-27-36 —Уральский завод тяжелого машиностроения.
3. Мельниц МШЦ-32-45, МШЦ-36-55, МШЦ-40-55 — Ново-Краматорский машиностроительный завод.
* ГОСТ 10141—62.
Примечание. Рабочий объем барабанов мельниц указан для новой футеровки Вес шаровой нагрузки дан по техническим
характеристикам заводов-изготовителей.
464
Приложения
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА
		1	Размеры корыта, мм			Электродви г атель	
Тип		S R			Скорость		
	о	сб			вращения		
к ласси фик атор а	cd	Е			спирали,		
	В	к о			об 1 мин		
	о	&		ШИ-			
	о Ч	ф £ cd	длина	рина		тип	
	S tr	й					
	1	300	3000	350	5,4-25	А-41-6	
	1	500	4 500	560	3,2—5,3	А-41-6	
	1	750	5 500	830	2,4—10	А-51-6	
	1	1000	6 500	1100	1,6—7,6	А52-4	
	1	1200	6 500	1384	4,1; 8,3	АО-63-12/6	
С непогруженной	1	1500	8 200	1670	2,9; 3,9; 5,8	А 0-62-8/6/4	
спиралью	1	2000	8 400	2200	3,1; 4,1; 6,1	А 0-63-8/6/4	
	1	2400	0 200	2600	2,6; 3,5; 5,2	АО-63-8/6/4	
	1	3000	12 500	3200	1,5; 3,0	А 0-83-8/4	
	2	2400	9 200	5050	2,6; 3,5; 5,2	АО-73-8/6/4	
	2	3000	12 500	6300	1,5; 3	АО-93-8/4	•
	1	1200	8 400	1370	4,1; 8,3	АО-63-12/6	
	1	1500	10 100	*	3,5; 7,0	А 0-72-12/6	
	1	2000	13 000	*	2,5; 5,0	А 0-73-12/6	
<3 погруженной	1	2400	14000	♦	1,9; 3,9	АО-82-12/6	
спиралью	1	3000	15 500	*	1; 1,5; 2,3	АО-93-1'2/8/6/4	
	2	1200	8 400	2600	4,1; 8,3	АО-63-12/6	
	2	1500	10100	♦	3,4; 6,8	А 0-73-12/6	
	2	2000	13 000	♦	2,5; 5	А 0-83-12/6	
	2	2400	14000	5020	2; 4	А 0-93-12/6	
* Корыто трапецеидальной формы.
** Вес с влектродвигателем.
Приложения
465
СПИРАЛЬНЫХ КЛАССИФИКАТОРОВ
ПРИЛОЖЕНИЕ 15
привода спирали		Электродвига- тель подъема спирали		Наклон корыта, град	Вес без электрооборудо- вания, т	Изготовитель
	мощность, кет	тип	мощ- ность, кет			
	1.0	Пет	—	14-18	0,8 **	
	1,0	Пет	—	14-18	1,47 **	Владивостокский	завод
	2,8	Нет	—	14—18	2,90**	«Металлист»
	7,0	Есть	—	14-18	3,87 **	
	3,0; 5,0	АО-41-4	1,7	12—15	6,43	
	4,5; 7; 10	АО-41-4	1,7	15—18,5	12,49	
	7; 10; 14	АО-42-4	2,8	17	17,80	Иркутский завод тяжелого
	7; 10; 14	АО-42-4	2,8	. *7	21,38	машиностроения им. Куй- бышева
	20; 28	АО 42-4	2,8	18,5	34,52	
	14; 20; 28	АО-42-4	2,8	17	36,97	
	28; 40	АО-42-4	2,8	18,5	70,34	Днепропетровский завод
					•	металлургического обору- дования
	3; 5	АО-41 4	1,7	15—18	8,99	
	4,5; 7	АО-42-4	2,8	15—18	17,61	
	6,5; 10	АО-51-4	4,5	15	30,92	
	9,0; 14	АО-42-4	2,8	15	32,7	Иркутский завод тяжелого
	12; 17; 20; 25	АО-51-4	4,5	15	59,48	машиностроения им. Куй-
	3; 5	АО-41-4	1,7	15	16,02	бышева
	6,5; 10	АО-42-4	2,8	15	30,85	
	12,5; 20	АО-51-4	4,5	15—18	55,16	
	18; 28	АО-51-4	4,5	15	65,00	
30 Заказ 7во.
ПРИЛОЖЕНИЕ 16
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ГИДРОЦИКЛОНОВ ДЛЯ МОКРОЙ КЛАССИФИКАЦИИ
Тип гидро- циклона	Диаметр гидро- циклона, мм	Диаметры отверстий насадков, мм					
		По типовому ряду (пределы)			Изготовляемых (1963 г.)		
		йд — питающего (эквива- лентный)	<2Ш—шламо- вого	Д — песко- вого	dn~ пита- ющего (эквива- лентный)	dm—шламо- вого	Д—песко- вого
ГЦ-5	50	10—20	10-25	6—12	—	—		.
ГЦ-7,5	75	15—30	15—38	8—17	20; 24	28	8; 12
ГЦ-15	150	25—34	40—65	12—35	24; 34	40	12; 17
ГЦ-25	250	40-50	50—100	17-50	41; 50	56	17; 24
ГЦ-35	350	50-70	70—120	24-75	48; 68	78	24; 34
ГЦ-50	500	60-85	100—145	35-120	60; 84	110	24; 34
ГЦ-75	750	155-175	150—300	45-140	150; 200; 240	150; 200; 250	50; 75; 100
ГЦ-100	1000	175—320	200—400	60—150	—	—	—
Изготовители: 1. Гидроциклонов ГЦ-5, ГЦ-7,5, ГЦ-15, ГЦ-25, ГЦ-35, ГЦ-50—Уфимский завод горного оборудо-
вания.
2. Гидроциклонов ГЦ-75, ГЦ-100—Днепропетровский завод горпошахтного оборудования.
ПРИЛОЖЕНИЕ 11
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ДИАФРАГМОВЫХ ОТСАДОЧНЫХ МАШИН	____
Показатели	Тип машины				
	с диафрагмой			с подвижными кониче- скими днищами	
	2ОВМ-1	МО-0,6	ОМДСД	—	—
Сечевие камеры, льи		300 X 300	600X600	1065X1065	940 X 940	940 X 940
Число камер 		 .	.	2	2	4	2	3
Полезная площадь отсадочного решета одной камеры, Л12		0,09	0,36	1,0	0,9	0,9
Наибольшая крупность кусков в питании, мм	8	8	16	15	15
Производительность, т/ч .........	. .	До 4	До 12	До 40*	До 25	До 30
Величина хода диафрагмы (днища), мм		0-16	0—16	0-50	2—18	2—18
Число пульсаций воды в минуту .......	400—940	475-825	131; 165	250; 300; 350	
Давление подрешетной воды, кГ/с.м2			0,6—2,0	0,6—2,0	—	0,6—2,0	0,6—2,0
Электродвигатель: ТИП		А-31-4	А-51-6	А-51-6	АО-42-6	АО -42-6
мощность, кет 		0,6	2,8	2,8	1,7	1,7 **
Вес без электрооборудования, т ......	...	0,017	0,622	2,21	1,40	2,16
Изготовители: 1. Машин 20ВМ-1—Ленинградский машиностроительный завод им. Котлякова.
2. Машин МО-0,6, ОМДСД и машин с подвижными коническими днищами—Новосибирский машиностроитель-
ный завод «Труд».
* При извлечении золота из россыпей
** Два электродвигателя по 1,7 кет.
Приложения I	Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 18 	ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА БЕСПОРШНЕВЫХ ОТСАДОЧНЫХ МАШИН										468
	Тип машины									
Показатели	МБ0М-К8	БОМ-К10А	МБОМ-М10	БОМ-М16А	ОМП-18А	СО X О	ОМ-12	ОМ-18	БОМС-Ю	
Площадь отсадочного ре- шета, jm.2; породного отделения . . промпродуктового отде- ления 	 общая	 Наибольшая крупность кусков в питании, мм Ширина щелей в решетах, мм .......... Производительность, т/ч: по углю	 по породе ....... по промпродукту .... Частота пульсаций воды в минуту 	 Рабочее давленпе воздуха, .мл вод, ст		3 5 8 125 10—12 До 110 1500	4,32 6,50 10,82 125 12 До 175 36—67 1900	3,96 6,06 10,02 13 6 До 140 1600	8,12 8,12 16,24 13 6 До 300 36-51 1500	9 9 18 13; 100 6; 10 До 550 37—67 1900—2500	8 100 6—10 До 200 » 50 » 30 1900—2500	12 100 6—10 До 300 » 75 » 45	18 100 6-10 До 500 » 125 » 75	11,25 125 До 180 » 100 1900	Ириложения
Продолжение приложения 18									
Покаватели	Тип машины								
	МБ0М-К8	БОМ-КЮА	МБОМ-М10	БОМ-М16А	ОМП-18А	ОМ-8	ОМ-12	со S о	БОМС-Ю
Расход воздуха на 1 м2 решета, м?/мин • л;2 . . . Электродвигатель воздухе- распределения: тип	 мощность, кет	 Электродвигатель электро- гидравлических приво- дов: тип	 мощность, кет	 число . 	 Вес машины, т 	 Изготовители: Примечания: ОМ-8,	4,5 АОП-51-6 2,8 21,91 Луганск ОМ-12, ОМ-1	4,0 КОМ 2,8 СБ-11 1,2 31,43 ий мапп 8—отсад	3,2 -31-6 2,8 24,68 шострои >чные ма:	2,5—3 К( 2,8 СБ-11 1,2 4 26,60 тельный пины по	ЭМ-31-6 2,8 МИ-42-Т 1,6 2 33,8 завод им. Г типовому ряду	2,8 1,6 2 16,5 архомепко БОМС—двух	до 6,5 2,8 1,6 3 22,00 продукте	до 6,5 2,8 1,6 3 30,00 ван для с	4,5 $ £ КОМ-31-6	§ «5 2,8	§ а 1,4 4 27,64 Таллинский машино- строитель- ный завод ф* 02 ланце в.
470
Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 19
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА СУСПЕНЗИОННЫХ КОЛЕСНЫХ
СЕПАРАТОРОВ
Показатели	Тип сепаратора		
	СК-12	СК-20	СК-32
Ширина ванны, мм	 		1200	2000	3200
Объем ванны, л3 		4,5	8,0	18
Площадь зеркала ванпы, м2 		2,18	4,5	9,9
Наибольший размер кусков в питании, мм	 Производительность, т/ч (для угля):	300х300X		300
при крупности питания 13—300 мм 		100	180	280
при крупности питания 25—300 мм 	 Электродвигатель привода элеваторного колеса:	120	200	320
ТИП		КОМ-31-4		
мощность, кет	 Электродвигатель привода гребков:	4,5	4,5	4,5
ТИП . г 		КОМ-22-6		
мощность, кет 			1,7	1,7	1,7
Вес сепаратора, т ...................	12,76	18,57	26,76
Изготовитель—Луганский машиностроительный завод им. Пархоменко.
ПРИЛОЖЕНИЕ 20
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА СУСПЕНЗИОННЫХ КАРАВАННЫХ
СЕПАРАТОРОВ
Показатели	Тип сепаратора					
	БарабанпьЩ спиральный			Барабанный влеваторный		
	СБС-1,8	СБС-2,5	СБС-3,0	СБЭ-1,8	СБЭ-2,5	СБЭ-З
Диаметр барабана, мм .......	1800	2500	3000	1800	2500	3000
Длина барабана, мм	3600	5000	6000	1800	2500	3000
Скорость вращения барабана, об/мин	3; 4; 6	3; 4; 6	3; 4; 6	3; 4; 6	3; 4; 6	з; 4; 6
Производительность, т/ч		18-90	32—160	50-250	18-90	32—160	50—250
Тип электродвига- теля 		АО-62-6	А 0-63-6	АО-72-6	АО 62-6	АО 63-6	АО-72-6
Мощность электро- двигателя, кет . .	7	10	14	7	10	14
Вес сепаратора, т	14,66	22,29	29,14	10,8	16,75	21,13
Изготовитель—Усольский завод горного оборудования.
Прилож ения
471
ПРИЛОЖЕНИЕ 21
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА СУСПЕНЗИОННЫХ
ГИДРОЦИКЛОНОВ
Показатели	Тип гидроциклона					
	одиночные				батарейны е	
	ГО-5	ГО-6	ГО-7	1 ГО-8	ГО-1	| ГО-2
Диаметр гидроциклона, мм Число гидроциклонов в ба-	250	350	500	700	350	250
тарее 	 Крупность зерен в пита-	—	•	—	—•	3	5
НИИ, мм	 Давление пульпы на входе	0,5—10	0,5-13	0,5-13	0,5—13	0—3	0-3
в гидроциклон, кГ/см3 . Производительность по	0,6-1,0	0,6—1,0	0,6—1,0	0,6—1,0	До 2	До 2
пульпе, м3/ч *	.... П роизводительность по уг-	60	80	130	240	240	250
лю, т/ч *		15	22	37	66	66	70
Вес циклона (батареи), кг	280	415	610	1184	1486	1590
Изготовители			Серийно не изготовляются				Карагандин- ский машино- строительный завод им. Пархо- менко **	
* Производительность дана для давления на входе 1 -нГ/см2 и пульпы с отношением
Ж:Т=3—3,3.
** Опытные образцы.
ПРИЛОЖЕНИЕ 22
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА КОНЦЕНТРАЦИОННЫХ СТОЛОВ
И АВТОМАТИЧЕСКОГО ШЛЮЗА
Показатели	Тип стопа				Шлюз пяти- ярусный
	одноярусные		трехъярусные		
	СК-1	СКМ-1	ЯСК-1А	ЯСК-2	
Число дек		1	1	6	12	5
Ширина деки, лои .... Длина деки, мм:	1000	1800	800	800; 725 *	1800
верхней 		2100	4500	2120	2120	
средней •		—	—	3160	3160	|	1800
нижней	  .	—	—	4200	4200	
Длина хода деки, мм . .	12—25	12-30	12—20	10—20	—
Число ходов в минуту Угол поперечного накла-	230—400	230—300	230—350	300	
на, град ...	0—10	2-8	0—10	0—10	Перемен- ный
Производительность, т/ч	0,3—0,5	0,8—8	1—10	2—20	до 10
472
Приложения
Продолжение приложения 22
Показатели	Тип стола				Шлюв пяти- ярусный
	одноярусные		трехъярусные		
	СК-1	СКМ-1	ЯСК-1А	Я СК-2	
Электродвигатель: тип 	 мощность, кет	 Вес без электрооборудо- вания, т	 Изготовители		АНТ-41-6 0,6 0,475 Новосибг	А-42-6 <4,7 1,30 грский ма завод «	АО-42-6 1,7 1,700 гпиностро Труд»	ЛО-51-6 2,8 3,25 ательный	1,0 2,28 Ленинград- ский маши- нострои- тельный за- вод им. Кот- лякова
* Верхние и нижние—800 мм, средние—725 мм.
** Продолжительность одного цикла обогащения —6 мин.
ПРИЛОЖЕНИЕ 23
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ВИНТОВЫХ СЕПАРАТОРОВ
Покаватели	Тип сепаратора	
	СВМ-750	СВМ-1200
Диаметр желоба, мм:		
внутренний 		750	1200
наружный		оо 800	1218
Шаг витка, мм ..................	450-550	650—750
Число витков			4	4
Занимаемая площадь, м2		—	2,25
Высота, мм ....................	4000	* 4295
Крупность зерен пустой породы, мм ........	ДО 12	До 16
Пределы крупности зерен полезных минералов, мм	0,05—2	0,05-4
Производительность, т/ч		5—7,5	10—15
Вес сепаратора, т		0,413	0,635
Изготовитель—Усольский завод горного оборудования.
Приложения
473
ПРИЛОЖЕНИЕ 21
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ПНЕВМАТИЧЕСКИХ
СЕПАРАТОРОВ И ПНЕВМАТИЧЕСКОЙ ОТСАДОЧНОЙ МАШИНЫ
Показатели	Тип сепаратора		Тип отсадоч- ной машины
	СПК-40	СПБ-100М	ПОМ-2М
Производительность по исходному пи- танию, т/ч		40-55	100—150	80
Крупность обогащаемого угля, леи . .	0-50	8—75	0—6; 0-13
Рабочая площадь дек (сит), м2 ... .	7,5	17	3,2
Размер отверстий сит, леи		—	4,5	—
Число пульсаций воздуха в минуту	—	60; 100; 144	200—420
Расход воздуха, м3/сек		20	45	—
Давление воздуха, мм. вод. ст. . . .	300	380	—
Производительность вентилятора для дополнительного отсоса воздуха, м3!сек 		4,2	9,6	—
Напор вентилятора дополнительного отсоса воздуха, мм вод. ст.	. . .	180	450	—
Мощность электродвигателя вентиля- тора, кет		100	310	—
Электродвигатель отсасывающего вен- тилятора:			
тип 		К 0-22-Б	—	—
мощность, кет 			15	90—100	—
Электродвигатели привода машины:			
тип 		МА-144 1/8	МА-142 2/6	КОМ-22-4
мощность, кет		И	5,5	2,8
тип 		—	МА-142 1/8	—
мощность, кет		—	2,7	—
тип 		—	МА-142 1/8	—
мощность, кет 			—	2,7	—
Вес, т			6,64	31,73	5,33
Изготовитель—Карагандинский машиностроительный завод им. Пархо-
менко.
ПРИЛОЖЕНИЕ 25
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕХАНИЧЕСКИХ ФЛОТАЦИОННЫХ МАШИН
Показатели	Тип машины							
	Механические «Механобр» для руд					Механические для угля		
	1-Г	3-Г	5-В	6-В	7	ФМ-4	ФМУ-50	ФЛ-7
Сечение камер, мм 		500 x 500	700X 700	1100x1100	1750X1600	2200X2200	1800X1800	2200X2200	2200 X 2200
Глубина камер,			550	700	1000	1100	1200	1200	1000	1500
Объем камер, м3		0,14	0,38	1,35	3,26	6,25	4,0	5	7
Производительность по пото- ку пульпы, мР/мин ....	До 0,16	До 0,4	До 2,5	До 6,0	До 12	—	—	—
Диаметр импеллера, мм . . .	200	300	500	600	750	600	350	700
Скорость вращения импелле- ра, об/мин ........	700	460	300	280	240	270	970	221—238
Окружная скорость импелле- ра, м/сек .........	7,3	7,2	7,8	8,8	9,4	8,5	17,7	8,1—8,7
Электродвигатель импеллера:								
ТИП		АО-41-4	АО-41-4	АО-52-6	АО-63-6	АО 73-6	КО-21-6	А-72-6	АО-73-6
мощность, кет		1,7*	1,7	4,5	10	20	11	20	20
Продолжение приложения 25
Показатели	Тип машины							
	Механические «Механобр» для руд					Механические для угля		
	1-Г	3-Г	5-В	6-В	7	ФМ-4	ФМУ-50	ФЛ-7
Электродвигатель пеногона: тип		АО-31-4	АО-31-4	АО-	41-6	АО-42-6	А-41-4	А-42-6	АО-32-4
мощность, кет 		0,6	0,6	1,0 .	1,0	1,7	1,7	1,7	1,0
Количество засасываемого воз- духа на 1 м3 объема каме- ры, м3/мин ........	1—1,2	1—1,2	1—1,2	1—1,2	1-1,2	—	—	—
Число камер в машине . . .	Четное о	т 4 до 18	От 4	до 20	Четное	4; 5; 6	6	6
Вес машины, т **		1,11—4,9	1,72-7,5	5,11—26,22	9,38-44,8	от 2 до 16 8,4—65,1	13,76—20,30	22,58	25,50
Изготовители:
1.	Машин 1-Г и 3-Г—Ленинградский машиностроительный завод им. Котлякова.
2.	Машин 5-В — Новосибирский машиностроительный завод «Труд».
3.	Машин 6-В — Воронежский завод горнообогатительного оборудования.
4.	Машин 7 —Усольский завод горного оборудования.
5.	Машин ФМ-4 и ФМУ-50—Ясиноватский машиностроительный завод.
6.	Машин ФЛ-7—Луганский машиностроительный завод им. Пархоменко.
*	На две камеры.
*	* При наибольшем и наименьшем числе камер в машине
Приложения	Приложения

476
П риложения
IM
О

и
я
я
<
я
о
ы
я
я
Я
И
н
(S
к
га
ЕГ
И
а
	• • • • £ • • 
а	еллера, об/ми ателя, т . .
<у	•	•	•	з?	И	•	•	И 5 о	к
Ь га со	•	•	•	*. л	•	. а и	S
га к	Й	’	' р. •	•	ft &5	•	•	н *5	.	2 И ‘J	S *	* „	§ ё ч • g g «	t	*	g	।	s	:	§	“ - S o. 2	. to S	И	aj	ft	S*	й	•	. n	о РсбДИЯра	ь
	И-,	Ё	ri	—	dj	tf	*	ert F	ft S	Q	OS ri	E”1	q	),	Щ	W o	e-i	Я	о	X	rr	R-	ri aoSsg.ggff»4 Sg.^SooSSo 1=C и о tt и co	д
П риложения
477
ПРИЛОЖЕНИЕ 27
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ЭЛЕКТРОМАГНИТНЫХ
И МАГНИТНЫХ БАРАБАННЫХ СЕПАРАТОРОВ
ДЛЯ СИЛЬНОМАГНИТНЫХ РУД						
	Тип сепаратора					
	Электромагнит- ные сухие		М агнит- ный сухой	Магнитные мокрые		
Показатели	со	СО		СО	СО и	
	сч'т’ 65	и W оо	со и?	см Й	sg	-и
	Йо	И со				
	со*-	СО*-	с-	и*-	иг	
Размеры барабана DxL, мм	900 X	900 X	600 х	600 х	coo х	600 X
Число барабанов		Х1000	Х1000	Х2000	Х1500	Х1500	Х1500
	1	3	4	1 **	1 **	2
Число получаемых продуктов Крупность исходного пита-	2	3	3	2 **	2 **	3
иия, мм	 Производительность по иита-	50-8 60	40-0	До 50	До 6	До 0,1	До 6
нию, т/ч .1....... .		120	400-	12-45	16	От 30
Напряженность магнитного			450			до 100
	1400-	—	—	1100	1200	
поля на поверхности бара- бана, а:	1500					
верхнего		—	700-	1000-	—	—	1200
		800	1100			
нижнего		—	1400-	1400-	—	—	1400-
		1500	1500			1500
Напряжение постоянного то-						
ка, в 	 Потребляемая мощность по-	220	220	—	—	—	—
стоянного тока, кет . , , .	5,5	8,3					__		
Скорость вращения бараба-	25		—	39	39		
нов, об/мин".						
верхнего ........	—	43	48-143	—	—	39
нижнего ........	—	25	24-48					39
Электродвигатель привода:						
ТИП			АО-41-6	П-61;	АО-41-6		АО-42-4
			П-41			
мощность, кет . . . , „	1	1	6; 1	1	1	2,8
Расход свежей воды (ориен-						
тировочно), м3/ч . ... .	0,6*	0,6‘	—	до 7	до 15		
Тип питателя		Электровибрацион-			Приёмная во		ронка
Вес сепаратора в собранном	ныи лото		к	для пульпы		
виде, т 	  .	4,76	12,44	9,20	1,100	1,150	2,57
Изготовитель Воронежский завод горнообогатительного оборудования.						
* Для охлаждения магнитной системы.
** Сепараторы ПБМ-2 и ПБМ-3 могут сопрягаться в агрегаты по вариантам- сдваи-
вание вдоль оси барабанов; три барабана устанавливаются рядом на одной высоте (рас-
стояние между осями 800 лис); концентрат первого барабана перечищается на втопом
а концентрат второго-на третьем барабане; два барабана устанавливаются рядом
на одной высоте и один ниже на 1 м, концентрат первого барабана перечищается на вто-
ром барабане, хвосты (или концентрат) верхних барабанов перечищаются на нижнем
ОэраОане»
478
Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 28
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ЭЛЕКТРОМАГНИТНЫХ
СЕПАРАТОРОВ ДЛЯ СЛАБОМАГНИТНЫХ РУД
Показатели	Тип сепаратора			
	Дисковый, сухой	Валковые мокрые 	У		Валковый, сухой
	ЭДС-1 МС-2	ЭРМ-5 2ВК-5В	ЭРМ-1 5СВКА	85-Э
Число роликов (дисков, валков) 		2	2	2	2 *
Ширина питания, мм . .	390	2000	2000	1200
Диаметр роликов (дисков, валков), .«.ч		576	—	300	300
Длина роликов (валков), мм 		—	2000	2000	1200
Скорость вращения роли- ков (дисков), об/мин . .	39	—	—	60
Наибольшая крупность пи- тания, мм .......	До 2	До 5	До 5	До 3
Максимальная напряжен- ность магнитного поля, э	16 000	12 800	16 000	15000
Производительность, т/ч	0,2—1,0	4-8	2-8	1—2
Напряжение постоянного тока, в .........	**	НО; 220	110; 220	220
Мощность постоянного то- ка, кет 		**	2,5	4,0	4,3-5,9
Тип питателя 		Лотковый	—	—	Лотковый
Электродвигатели привода сепаратора: тип 			АО-32-4Ф2	АЛ-51-6	АО-51-6	—
мощность, кет		1,0	2,8	2,8	4,5 (2 шт.)
тип 		АО-31-4	АЛ-42-6	—	—
мощность, кет .....	0,6	1,7	—	2,8 и 1,0
Расход свежей воды, м3/ч		—	4-6	—
Вес сепаратора, т . . . .	1,65	4,38	10,1	9,36
Изготовитель — Ленинградский машиностроительный заводим. Котлякова.
* В воровку питателя вмонтирован третий ролик с напряженностью магнитного
поля 700 а для выделения сильномаг тных минералов из питания сепаратора.
** Поставляется с мотор-генератором мощностью 1,7/1,3 кет.
Приложения
479
ПРИЛОЖЕНИЕ 29
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ВИБРАЦИОННЫХ
И ШНЕКОВОЙ ФИЛЬТРУЮЩИХ ЦЕНТРИФУГ
Показатели	Тип центрифуги		
	Вибрацион- ная верти- кальная	Вибрацион- ная гори- зонтальная	Вибрационная шнековая
	НВВ-1000	ВГ-1	ВШП-92
Производительность (по углю), т/ч 	.		До 100	До 120	До 100
Крупность исходного угля, мм	—	0—13	—
Влажность исходного угля, %	—	До 25	18—25
Выход твердого, %			96-97	—	96—98
Содержание твердого в фильтра- те, г/л		—	60—150	—
Влажность обезвоженного осад- ка, % *			—	7-8	7-9
Диаметр (большой) ротора, мм	1000	—	925
Высота ротора, мм		530	—	500
Фильтрующая поверхность рото- ра, -W2		—	—	1,05
Скорость вращения ротора, об/мин ............	420	460-580	600
Скорость вращения шнека, об/мин	—	—	508
Число вибраций ротора в минуту	1600—1800	1600—2000	—
Амплитуда вибраций, мм . . .	6-8	—	—
Электродвигатель главного при- вода: ♦ тип 		АО-72-4	—	К ОФ-32-4
мощность, кет		20	32	32
Суммарная мощность вспомога- тельных электродвигателей, кет 		3,4	—	0,42
Вес, т		3,65	3,06	4,7
Изготовители 		Пензенски мического к 1 в	и завод хи- [ашинострое- ия 1	Луганский ма- шиностроитель- ный завод им. Пархоменко
* При содержании класса 1—0 в питании не более 25%.
tl
§
ГЧ
tq
is;
ОО
43
£
£
§
ПРИЛОЖЕНИЕ 31
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ОДНОЯРУСНЫХ СГУСТИТЕЛЕЙ
31 Заказ 760.
Показатели	Тип сгустителя										
	с центральным приводом						с периферическим приводом				
Диаметр чана, м	2,0	6,0	9,0	12,0	15,0	17,5*	15,0	18,0	24,0	30,0	50,0
Высота яана, м	1,5	2,5	3,0	3,0	3,0	3,6	3,0	3,0	3,6	3,6	4,5
Площадь нала, м2	3,14 ,	\ 28,3	63,6	113,1	175,0	240	176,7	254,5	452,5	707	1963
Скорость вра- щения гребко- вой рамы, об/мин	0,477	0,256	10,21	0,166	0,123 '	0,12	0,122	0,10	0,083	0,063	0,0383
Перифериче- ская скорость, м/сек	—	—	—	0,101	0,093	0,108	—	—	—	—	—
Высота подъ- ема гребковой рамы, мм Электродвига- тель:	280	300	300	400	400	400					
ТИП	АОТ-41-6	АО-32-4	АО-41-6	А-51-6		А-51-6 **	АО-51-6	АО-51-6	АО-52-6	АО-52-6	АО-83-12/8/6/4
мощность, кет Вес сгусти- теля, т:	0,6	1,0	1,0	2,8	2,8	2,8	2,8	2,8	4,5	4,5	8,5; 11; 14; 18
без чана	0,424	2,62	4,43	7,61	8,78	14,10	11,71	13,43	26,18	29,46	64,5
с чаном	0,920	7,75	15,41	—•	.—	—	—	•—.	—	—	—
Изготовители	Новосибирский машиностроительный завор					«Труд»	Иркутский завод тяжелого машиностроения *** 1111				
И
§
* Кислотоупорный.
** Электродвигатель механизма подъема АО-42-6 1«7 кет.
*** Сгуститель 30,0X3,6 изготовляется заводом «Востоктяжмаш» в г. Усть-Каменогорске.
£3
£
СО
ПРИЛОЖЕНИЕ 32
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА БАТАРЕЙНЫХ ГИДРОЦИКЛОНОВ
Показатели	Тип гидроциклона				
	Одноступенчатые			Д вухступенчатые	
	гв-з	ГБ-1	ГБ-5	ГБ-4	ГБ-2
Производительность по питанию,					
И3/ ч .............	300	500	800	300	500
Число гидроциклонов 1-й ступе-					
НИ		3	5	8	3	5
Диаметр гидроциклонов 1-й сту-					
пени, мм ...........	350	350	350	350	350
Число гидроциклонов 2-й ступе-					
НИ		Нет	Нет	Нет	6	10
Диаметр гидроциклонов 2-й сту-					
пени, мм ...........	—	—	—	250	250
Тип насоса 		8 НП	12 Щ	С	8 НП	12 НДС
Электродвигатель пасоса:					
ТИП 		АО-94-6	А-101	-6	АО 94-6	А-101-6
мощность, кет		75	100	100	75	100
Вес установки, т		5,35	6,32	4,63*	5,35	8,29
Изготовитель—Карагандинский машиностроительный завод им. Пархоменко.
* Без насоса и влектродвигателя.
ПРИЛОЖЕНИЕ 33
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА БАРАБАННЫХ ВАКУУМ ФИЛЬТРОВ
Показатели	Тип фильтра							
	С внешней фильтрующей поверхностью *					С внутренней фильтрующей поверхностью		
	1П >> о И	СО G4 О О И	СО сч о СЧ >> о И	БОУ40-3	БМ10-2 **	со СЧ о И	Б25-2,6/3,3	in сч о >> И
Поверхность фильтрова- ния, м2		5	10	20	40	10	10	25	40
Диаметр барабана, jhhi	1762	2612	2612	3000	2000	2700	2700	2680
Длина барабана, мм . . Скорость вращения ба- рабана (регулирова- ние	ступенчатое), об/мин .......	960	1350	2700	4400	1600	1240	3300	5100
	0,13-2	0,13-2,0	0,13—2,0		0,7—2,89	0,35-1,43	0,26—1,04	0,33 0,65
Электродвигатель при- вода барабана: тип			АО-41-6	АО-42-6	АО 51 6		АО-51-6	АО-42-6	АО-51-6	АО-63-12/8/6/4
мощность, кет ...	1,0	1,7	2,8	—	2,8	1,7	2,8	2;3; 3,5; 4,8
Электродвигатель при- вода мешалки (конвей- ера): ТИП			АО 41 6	АО-42-6	АО-51 6			АО-41-6	АО-51-6	АО 52-6/4
мощность, кет . . .	1,0	1,7	2,8	—	—	1,0	2,8	3,2
Вес с редукторами и электродвигателем, т	5,17	7,47	13,47	14,21	6,56	7,57	13,53	20,6
Изготовитель — Уральский завод химического машиностроения***.
* Выпускаются также кислотостойкие фильтры с поверхностью фильтрования 1, 3 и 10 мг
** Магнитный фильтр
*** фильтры ВОУ40-3 выпускаются Пензенским заводом химического машиностроения.
Приложения	•	Приложения
484
Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 34
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ДИСКОВЫХ ВАКУУМ ФИЛЬТРОВ
Показатели	Тип фильтра					
	ДУЭ-1,8	,Ду18-1,8	ДУ27-1.8	ДУ34-2.5	ДУ51-2.5	Ду68-2,5
Поверхность филь- трования, м2 . .	9	18	27	34	51	68
Диаметр дисков, м	1,8	1,8	1,8	2,5	2,5	2,5
Число дисков . . .	2	4	6	4	6	8
Число распредели- тельных головок	1	1	2	1	2	2
Мощность электро- двигателя привода дисков, кет . . .	1,7	1,7	1,7	2,8	2,8	2,8
Комплектующее обо- рудование: воздуходувка (комплект)	РМК-2	РМК-2	ВВН-12	ВВН-12	ВВН-12	ВВН-12
вакуум-насос (комплект) . .	РМК-2	РМК-3	РМК-4	РМК-4	РМК 4	РМК-4
ловушка, м3 . .	0,5	0,5	1,0	1,5	1,5	1,5
ресивер, J»3 . .	1,0	1,5	1,5	2,5	4,0	4,0
Вес с запчастями и вспомогательным оборудованием, т	5,52	7,59	11,05	12,78	14,50	15,81
Изготовитель — Бердичевский завод «Прогресс».
Примечания]
1	Дисковые вакуум-фильтры выпускаются в двух исполнениях; углеродистом (тип
Ду) и кислотостойком (тип Дк).
2	- Общие данные для всех типоразмеров: скорость вращения дисков 1,2—0,15 об/мин;
число качаний мешалки в минуту — 30; ощность алектродвигателя мешалки 1,7 кет,
глубина вакуума 400—500 мм рт. ст.; давление отдувки 0,8—1,2 кГ/см».
ПРИЛОЖЕНИЕ 35
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА АВТОМАТИЧЕСКИХ КАМЕРНЫХ
ФИЛЬТР-ПРЕССОВ
Показатели	Тип фильтра	
	ФПАК 25-30	ФПАК 50-30
Поверхность фильтрования, м2 ..........	25	50
Зазор между плитами j мм .		30	30
Количество плит		20	20
Ширина фильтровальной ткани, м		1,6	2,1
Длина фильтровальной ткани, м .........	65	80
Наибольшее рабочее давление фильтрования, кГ /см2	5	5
П риложения
485
Иродолжение приложения 35
Показатели	Тип фильтра	
	ФПАК 25-30	ФПАК 50-30
Мощность, кет: насосной станции		28	28
привода 		4,5	7,0
маслостанции управления 		1,7	1,7
конвейера 			0,6	1,7
Общий вес фильтр-пресса, т ...........	19,69	26,81
Изготовитель — Бердичевский завод «Прогресс».
Примечания:
1.	Фильтры изготовляются с поверхностью фильтрования 2,5; 5; 10; 25 и 50 j»a
в углеродистом и кислотостойком исполнении.
2.	Расход воздуха для подсушки нерастрескивающихся осадков 0,3—0,5 м3/мЯ.мип,
для растрескивающихся осадков в 3—5 раз больше.
3.	Расход воды на промывку 2—2,5 л/сек, давление воды 2,5—3 кГ1см2.
i. Влажность отмытого коцентрата 13—15%.
ПРИЛОЖЕНИЕ 36
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА БАРАБАННЫХ СУШИЛОК
ПРЯМОГО ДЕЙСТВИЯ
Размеры барабана, м		Угол наклона барабана	Скорость вращения барабана, об/мин	Мощность электродвига- теля, кет	Вес сушилки без электрообору- дования, т
диаметр	длина				
0,5	2,5	2° 18'	3	1,7	1,45
1,0	4	3° 30'	2,0; 2,5; 3,15; 4; 5; 6,3	1,7; 2,8 ♦	4,68; 4,98
1,2	6	3°	3,8; 5; 6	4,5	7,11
1,2	8	1°	2; 2,5; 3,15	4,5	7,85
1,2	8	2°	3,15; 4; 5	7,0	8,26
1,4	8	2°	3,15; 4; 5	8,0	11,37
1,6	6; 8	3°	1,6; 2; 2,5	7,0	12,94; 14,11
1,6	10	*♦	3,15; 4; 5	14	15,80
1,6	16	2°	1; 1,25; 1,6	4,5	22,85
1,8	8	2°	3,15; 4; 5	7,0	18,13
2,0	8	3°	3,15; 4; 5	14	22,52
2,0	10	2°	2; 2,5; 3,15	14	24,44
2,2	10; 12; 14	3°	4; 5; 6,3	20	29,0—36,7
2,2	14	За	2; 2,5; 3,15	14	29,13
2,2	16	За	3,15; 4; 5	28	40,20
2,8	14; 20	2° 51'	4,7	55	68,4; 77,9
3,2	22	3°	5	160	148,60
3,5	27	За	2; 3; 4; 6	200	208,30
Изготовители:		1. Сушилок с диаметром барабана от 0,5 до 2,2 м —			
Бердичевский машиностроительный завод «Прогресс».					
2. Сушилок с диаметром			барабана 2»8 м — Ставропольский завод «Волго-		
цементмаш».					
3. Сушилок с диаметром барабана 3,2 и 3,5 м— Уральский завод хими-					
ческого машиностроения.					
* При скорости свыше 4 об/мин.
** По указанию заказчика.
486
П риложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 37
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ЦИКЛОНОВ НИИОГаз
ТРЕСТА «ГАЗООЧИСТКА»
А. Общие требования и показатели: начальная запыленность газа не более
400 г/и.м3; вакуум или избыточное давление не более 250 мм вод. ст.-, тем-
пература входящих газов должна быть выше точки росы; циклоны могут
устанавливаться одиночными или в группы из 2, 3, 4, 6 и 8 циклонов,
Б. Техническая характеристика одиночных и групповых циклонов.
Показатели	Значение показателей								
Диаметр циклона D, мм	400	450	500	550	600	650	700	750	800
П роизво дитель-	1450—	1800—	2300—	2700—	3300-	3800—	4400—	5100-	5800—
ность, мя/ч Вес циклонов, т:	1700	2100	2600	3200	3800	4500	5200	5900	6700
одиночного	0,385	0,409	0,448	0,569	0,615	0,672	0,733	0,783	0,840
группы из двух циклопов	—	—	0,805	0,938	1,04	1,19	1,32	1,52	1,78
то же, из трех циклонов	—	—	—	—	—	2,32	2,45	2,79	3,12
то же, из четырех циклонов	1,07	1,23	1,47	1,71	1,98	2,30	2,60	2,92	3,11
то же, из шести циклонов	—	—	2,23	2,71	3,09	3,75	4,20	4,44	5,61
то же, из восьми циклонов	—	—	—	—	—	—		7,05	7,80
Примечание. Размеры входного патрубка 0,250 X 0,67 50.
ПРИЛОЖЕНИЕ 38
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ВЗРЫВОБЕЗОПАСНЫХ ЦИКЛОНОВ
НИИОГаз ЧЕРНОВИЦКОГО МАШИНОСТРОИТЕЛЬНОГО ЗАВОДА
Диаметр циклона, мм	Размеры входного патрубка			Высота циклона, мм	Вес, кг
	высота, мм	ширина, мм	площадь, л<2		
750	515	183	0,094	5192	492
900	614	222	0,136	6043	664
1 050	713	261	0,186	6 789	954
1 250	845	313	0,264	7 887	1231
1 450	977	365	0,356	9141	1719
1600	1076	404	0,435	9 969	2 083
1 850	1241	469	0,582	11157	2 761
2 150	1439	543	0,783	12 936	3654
2 350	1571	585	0,92	14110	4 289
2 650	1769	669	1,18	15 848	6106
3 000	2000	750	1,50	17 907	7 775
Приложения
487
ПРИЛОЖЕНИЕ 39
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА БАТАРЕЙНЫХ ЦИКЛОНОВ ТРЕСТА
«ГАЗООЧИСТКА»
А. Общие требования и показатели: температура входящих газов не выше
400° С и не ниже точки росы; вакуум или избыточное давление газов не более
250 мм вод. ст.\ начальная запыленность газа не выше 50—100 г/нм3
Б. Характеристика алементов
Показатели	Значение показателей					
Диаметр, мм 		100	150	150	254	254	254
Тип направляющего аппарата ....	Винт	Розетка		Винт	Розетка	
Угол наклона направляющего аппарата, град ...............	25	• 25	30	25	25	30
Коэффициент гидравлического сопро- тивления 		85	90	65	85	90	65
Производительность, м3/ч ......	112	256	256	760	760	760
В. Характеристика типовых прямоугольных секций, из которых комплектуются
батарейные циклоны
Условное обозначение секции	Число рядов элементов в секции	Число элементов в ряду	Общее число элементов	Внутренние размеры секций (для элементов 0254 леи	
				длина, мм	ширина, мм
ПС5-25	5	5	25*	_				
ПС5-30	5	6	30**	—-	—-
ПС5-35	5	7	35	1968	1408
ПС5-40	5	8	40	2248	1408
ПС5-45	5	9	45	2528	1408
ПС6-36	6	6	36	1688	1688
ПС6-42	6	7	42	1968	1688
ПС6-48	6	8	48	2248	1688
ПС6-54	6	9	54	2528	1688
ПС6-60	6	10	60	2808	1688
ПС8-64	8	8	64	2248	2248
ПС8-72	8	9	72	2528	2248
ПС8-80	8	10	80	2808	2248
ПС8-88	8	11	88	3088	2248
ПС8-96	8	12	96	3368	2248
ПС8-104	8	13	104	3648	2248
ПС8-112	8	14	112	3928	2248
ПС10-100	10	10	100	2808	2808
ПС10-110	10	11	НО	3088	2808
ПС10-120	10	12	120	3368	2808
ПС10-130	10	13	130	3648	2808
ПС 10-140	10	14	140	3928	2808
ПС10-150	10	15	150	4208	2808
ПСЮ-160	10	16	160	4488	2808
* Секции ПС5-25 выпускаются только с элементами 0100 мм.
** Секции ПС5-30 выпускаются только с элементами 0150 мм. Остальные секции
выпускаются с элементами 0100; 150 и 254 мм. Высота батарейных циклонов 0254 из-
меняется в вависимости от числа элементов приблизительно в пределах 5—7 м.
488
Приложения
П рил ожения
489
ПРИЛОЖЕНИЕ 40
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ЦЕНТРОБЕЖНЫХ СКРУББЕРОВ
И МОКРЫХ ПРУТКОВЫХ ПРОМЫВАТЕЛЕЙ ВСЕСОЮЗНОГО
ТЕПЛОТЕХНИЧЕСКОГО ИНСТИТУТА, ВЫПУСКАЕМЫХ ТРЕСТОМ
«ГАЗООЧИСТКА»
Показатели	Тип аппарата							
	Центробежные скрубберы ЦС-ВТИ			Мокрые промыватели МП-ВТИ				
Внутренний диаметр скруббера, мм . . .	1210	1410	1610	2300	2500	2750	3000	3300
Производительность (при входной скорости газа в патрубке 15 м/сек), м3/ч ♦ . . .	17 300	23 800	30 800	66 500	79000	95000	125000	150000
Размеры входного пат- рубка, м: длина 		0,97	1,13	1,29	1,7	1,9	2,15	2,36	2,58
ширина 		0,33	0,39	0,44	0,87	0,92	1,08	1,17	1,29
Площадь живого сече- ния скруббера,	1,15	1,56	2,04	4,15	4,9	5)9	7,1	8,55
Температура входящих газов (не выше), град	300	300	300	170	170	170	170	170
Расход воды, м3/ч . . .	2,1	2,65	3,25	10,0	10,5	12,1	13,5	15,0
Степень очистки газа, %	90	90	90	90-92	90-92	90-92	90-92	90-92
Температура воды на выходе, град ....	50	50	50	—	—	—	—	—
Вес скруббера, т . . .	4,76	6,21	7,76	20,76	24,25	28,74	33,44	38,94
Основные размеры, мм: наружный диаметр	1300	1500	1700	—	—	—	—	—
высота ......	8146	9236	10 296	8020	8600	9375	9900	10860
* Для промывателей МП-ВТИ производительность дана для входной скорости
12,5 м/сек.
ПРИЛОЖЕНИЕ 41 ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ЭЛЕКТРОФИЛЬТРОВ ДЛЯ УГОЛЬНОЙ ПЫЛИ	Тип влектрофильтра	УВП-12,2	о сф о ю о	о см о см	cd	еосо	о Q о °	« S XX 5 2 „5	§ co й << о Ю CD
		УВП-9,9	О CD О Ю 8 S2	О Ю 00	у X	О О	Ч. S CD OD S о S СМ оэ	XX	SP	ID SF	** СО ст> о ю со
		УВП-7,7	О со О in _	о СМ 2 s*	ф	со со go^oioco	XX	t-coO	о	о ° 1ГЭ О	CM О	А А	со	-«Ci4 sJ*	u	irj Q 00 оэ Q 1D со
	Покаватели		Производительность, нм3/ч	 Общая длина коронирующих электродов, м 	 Скорость газа, м/сек	 Расход тока короны, ма/м 	 Концентрация пыли в постунающем газе, г/м3	 Степень очистки газа, % 		 Размеры электродов, мм: коронирующих	 осадительных	 Количество электродов, шт.: коронирующих	 осадительных	 Установленная мощность электрооборудования, кет .... Основные размеры, м: длина 	 ширина 	 высота 	 Вес электрофильтра, т 		
490
Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 42
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ЦЕМЕНТНЫХ И ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ
ПЛАСТИНЧАТЫХ ЭЛЕКТРОФИЛЬТРОВ ТРЕСТА «ГАЗООЧИСТКА»
Тип электрофильтра
Показатели	(N 1ГЭ	<м 1Л	(N	CQ хП	СО Irt	CQ	CQ О	CQ
			<М	г-		<N		g
	О'	Д’	tr	и	tr	tr	tl	
Площадь сечения ак-								
тивной зоны, м3 . . .	7,5	11,5	23	7,5	11,5	23	40	75
Число полей 	 Производительность по	2	2	2	3	3	3	3	3
газу (максимальная), л3/ч 		27 000	41400	82800	27000	41400	82800	144000	270 000
Максимальная темпера-								
тура газов па входе, град		150	150	150	150	150	150	400	400
Допустимое разрежение (не более), мм вод. ст. Гидравлическое сопро-	200	200	200	200	200	200	200	200
тивление, мм вод. ст.	15	15	15	15	15	15	20	20
Рабочий ток короны, ма Потребляемая мощность,	67	97	194	101	146	292	345	654
кет: питание током высо-								
кого напряжения	5,0	7,3	14,6	7,6	11,0	22	43	81
привод механизмов	3,7	1,25	2,5	2,5	2,5	5	6	4
Расход электроэнергии, квт  ч на 1000 м3 газа	0,32	0,2	0,2	0,37	0,32	0,32	0,34	0,3
Рабочая разность потен-								
циалов, кв 	 Начальная запыленность	60	60	60	60	60	60	60	60
газа (не более), г/нм3 Степень улавливания	50	50	50	50	50	50	40	40
пыли, %		 Размеры входного и вы-	95-97	95-97	95-97	97-99	97-99	97-99	c^98	~98
ходкого патрубков, мм: ширина 		850	1000	1000	850	1000	1000	3340	5845
длина 		850	1000	1000	850	1000	1000	6030	6930
Общий вес фильтра (с								
теплоизоляцией), т: с металлическим кор-								
пусом 	 с железобетонным кор-	33,5	39,6	76,7	51,2	56,1	107,5	120,5	258,3
пусом		82,7	82,1	153,3	—	109,6	180,1	——	—
Оспов'ные размеры (ме-								
таллический корпус), мм: длина 		10 800	11200	11200	15 230	15 230	15 230		
ширина		3705	5315	10385	3705	5315	10385	—	—
высота 		8310	9470	9470	9470	9470	9470		
Приложения
491
fci
Ч
I
ft.
Я
га
ч
S
га
га
д
га
ч
га
га
S
и
ь
о
о
га
о
га
Д
К
д
га
га
га
га
К
к
и
и
д
и
га
«
о
« *-
ь Н
S*1*
W
§
CJ
<я
и
л
и
©
й
2-12; 50 0,7-4; 12 1-12 РКП	51 ?	ч	।	।	2 g =	о	1	1	go'1' <
Ширина между стенками отсекателя, мм	 Наибольшая	крупность кусков в опробуемом ма- териале, мм	 Число отсечек порций про- бы за час 	 Максимальный	рабочий	лид WlWncllVJIMj	. Скорость движения отсека- теля, м!сек 	 Высота опробуемого пото- ка материала, мм . . . Максимальная скорость движения потока мате- риала, м!сек	 Электродвигатель: тип 	 мощность, кет	 Вес пробоотбирателя, кг
Изготовители..........Ленинград-	Магнитогорский завод горного оборудования
ский маши-
нострои-
тельный
завод им.
ПРИЛОЖЕНИЕ 44
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ПРОБООТБИРАТЕЛЕИ, ПРИМЕНЯЕМЫХ ДЛЯ УГЛЕЙ
Показатели	Пробоотбиратели					
	Цепные				Винтовой вертикаль- ный ПВП	Типа проб- кового крана ПП
	ковшовые		скреперный ПАС	перемеща- ющийся же- лоб тип IV		
	горизонталь- ный ПК-ЗМ	наклонный тип II				
Производительность потока опробу-						
емого материала, т/ч ...... Ширина между стенками отсекателя,	—	340—1030	300—1300	340—1030	—	300-900 *
ММ	 Наибольшая крупность кусков в	200; 300	450	150; 200; 400	200; 300; 450	3—8	—
опробуемом материале, мм . . .	До 150	До 150	До 150	До 150	По 3	До 100
Влажность материала, %		——	—	До 14	—.	Пульпа	
Число отсечек порций пробы за час	4—5	4—15	—	6-27	2—5	0,33—6
Рабочий ход отсекателя, м ....	1,8—3,0 **	1,4—3,76 **	1,25—2,85 **	1,05—1,8		
Диаметр трубопровода, мм ....	—.				120—320	300
Скорость движения отсекателя, м/сек Электродвигатель:	1,0; 1,45; 2,15	1,87	1,8—3,5	0,96		
ТИП		К-21/8	ТАГ-31-4, ТАГ-32-4	КОМ-22-4, КОМ-31-4	ТАГ-21-4, ТАГ-22-4	АОС-31-4	АОС-51-4
мощность, кет 	 Вес пробоотбирателя, кг .....	—	2,3; 3,5	2,8; 4,5	0,9; 1,4	0,6	4,5
	908—976	672—970	652—1643	467—763	175—229	1135
Изготовители		Краснолучский		Горловский	Индивиду-	Краснолучский	
	машиностроительный		машине-	альный	машиностроительный	
	завод		строитель- ный завод	выпуск	завод	
* л<з пульпы в час.
“ Расстояние между центрами звездочек.
Примечание. Пробоотбиратели ПВП и ПП предназначены для отбора проб пульпы, перемещаемой соответственно по верти-
кальному и горизонтальному трубопроводам.
ПРИЛОЖЕНИЕ 45
ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ПРОБОРАЗДЕЛОЧНЫХ МАШИН [25]
Показатели	Тип машины		
	МРП	МРПМ	ыпм
Тип дробильных аппаратов		*	*	**
Производительность (для угля), т/ч 		2,8	3,0	0,6
Исходная проба:			
вес, кг • 		300—900	300—900	—
крупность, мм 	  .	. .	150-0	150—0	75—0
влажность, %		До 8	До 8	До 15
Разделанная проба:			
вес, кг 		0,65—0,75	0,65—0,75	—
крупность, мм 			<3	<3	<3
Вес материала за одну отсечку, г		—	—	15—33
Мощность электродвигателя, кет		15	11	2,8
* В первой стадии дробления — конусная дробилка, во второй— кофейная мельница.
** Молотковая мельница.
П риложения	Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 46
ТЕХНИЧЕСКИЕ ДАННЫЕ О РЕАГЕНТАХ И КОНЦЕНТРАЦИИ РАСТВОРОВ, ПРИМЕНЯЕМЫХ
НА ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИКАХ
Реагенты	ОСТ, ГОСТ, ТУ	Технические условия			Упаковка		Концен- трация раствора, г/л
		формула	актив- ность, %	нераствори- мый остаток, %	вид упаковки	вес, кг	
Сода кальцинированная природная	ТУ 1240-45	Na2CO3	72—80	6—12	Крытые вагоны навалом	—	100
Сода кальцинированная, полученная по амми- ачному способу	ОСТ 4892	Na2CO3	98	—	Деревянные бочки или мешки	—	100
Сода кристаллическая техническая	ТУ 1642—47	—	He менее 50	—	То же	—	100
Содовая пыль из пыле- вых камер Сода	синтетическая, кальцинировапнйя, техническая Натр едкий техниче- ский (сода каустиче- ская)	ТУ 474-41 ГОСТ 5100—49, гр. № 13 ГОСТ 2263—43, гр. № 13	Na2CO3 Na2CO3 NaOH	70 95—96 92-95	Допускает- ся легкая муть (0,1-03)	Навалом или в джутовых мешках Бумажные мешки Барабаны	Не более 50 100-200	100 100 50—100
Негашеная комовая из- весть	ГОСТ 1174—51	CaO-j-MgO	60—85	7—25	Контейнеры или навалом	—	100
Известь хлорная пу- шонка	ГОСТ В-1692—42	CaCI2	28-35	—	Деревянные бочки	50-275 л	—
Купорос железный (от- ходы) Купорос железный очи- щенный Купорос железный тех- нический	ТУ 517—41 ТУ 1174—44 ОСТ 3896	FeSO4 FeSO4 FeS04	He менее 44 He менее 97 He менее 52,5	Не более 2 Не более 0,5	Деревянные или фанерные бочки Деревянные бочки или ящики То же	До 150 Не более 200 50—100	100 100 100
Купорос медный тех- нический Купорос цинковый тех- нический	ГОСТ 2142-43, гр. № 14 ОСТ 3234	CuSO4-5H2O ZhSO4-7H2O	93—98,2 98—99	0,1—0,45 0,02-0,1	» Деревянные бочки	50-100	100 и на сыщен- ный 100
Сернистый натрий плав- леный технический	ГОСТ 596-41	Na2S	62,5—63,5	1,0—2,0	Железные барабаны	160-200	100—150
Сернокислый	натрий (сульфат натрия)	ГОСТ 6318-52, гр. № 14	—	91—95 и 97,5	5,3 и 1,5	Навалом или в джутовых мешках	40	—
Цианплав (черный циа- нид) Ксантат этиловый су- хой	ГОСТ 452-41 МЦТУ 2153—49	NaCN	42—47 Допуск до 32 83—86		Железные барабаны	До 100	,100—150 20—50
Ксантат бутиловый су- хой и влажный	МЦТУ 2152-49	—	76—87	—	—	—	20—50
Хромпик натриевый тех- нический	ГОСТ 2651-44	Na2Cr2O7	66—69 *	0,4-0,7	—	’—	—
Хромпик калиевый тех- нический	ГОСТ 2652-48	K2Cr2O7	97,2—98,5	0,15-0,25	—		—
П риложения	П риложен ия
Продолжение приложения 46
Реагенты	ост, гост ТУ	Технические условия			Упаковка			Концен- трация раствора, г! л
		формула	актив- ность, %	нераствори- мый остаток, %	вид упаковки	вес,	58	
Стекло жидкое (силикат	ГОСТ 962-41,	(NaIO)m(SiOI)n	28—34,5 **			Деревянные				
натрия технический) Силикат натрия раство-	гр. № 14 ГОСТ 917—41,	(Na,O)m(SiO,)n	70—73 **		или железные бочки Плотная			100
римый (силикат-глы- ба) Аэрофлот ксиленоловый	гр. № 14 ГОСТ 6623—53,		55	Плотность	деревянная тара Железные боч-	До 250	К2,	
Аэрофлот крезиловый	гр. № 14 ГОСТ 6624-53,			60	1,13—1,15 г/сма Плотность	ки, стеклян- ные бутыли Цистерны, же-	30-40 До 250	кг кг,	
Пиридин тяжелый для	гр. № 14 ТУМУМ		70	1,15 г/см?	лезные бочки, стеклянные бутыли	до 40	кг	
флотации Олеиновая кислота тех-	936—48 ОСТНКТП515		92—95					
ническая (олеин) Мыло жидкое	ГОСТ 1830-49	—	40—60 ***	1—5	—	—		—
* Содержание хромового ангидрида.
** Содержание SiO«.
Содержание жирных кислот.
496	П риложения
ЛИТЕРАТУРА
1.	Акопов М. Г., Классен В. И. Применение гидроциклонов
при обогащении углей. Госгортехиздат, 1960.
2.	Андреев С. Е., Зверевич В. В., Перов В. А. Дробление,
измельчение и грохочение полезных ископаемых. Госгортехиздат, 1961.
3.	Андрееве. Е., Товаров В. В., П е р о в В. А. Закономерности
измельчения и исчисление характеристик гранулометрического состава. Метал-
лургиздат, 1959.
4.	А н и к и н А. Ф. Изучение процесса концентрации на винтовых сепара-
торах и применение их в технологии обогащения руд. Сборник научных трудов
Иргиредмета, вып. 8. Металлургиздат, 1959.
5.	АН СССР. Типовая методика определения экономической эффективности
капитальных вложений и новой техники в народном хозяйстве СССР. Госплан-
издат, 1960.
6.	Артюшин С. П. Проектирование углеобогатительных фабрик. Гос-
гортехиздат, 1962.
7.	АрутунянБ. Ш., Мещеряков Н. Ф. О результатах промыш-
ленных испытаний глубокой аэролифтной машины. «Цветные металлы», 1962,
№ 8.
8.	А ш и т к о в Ю. Р., С м и р н о в Е. А., Ч и р к о в а К. И. Промыш-
ленные испытания по флотации окисленных железных руд Кривого Рога. «Обо-
гащение руд», 1961, №4.
9.	Бе дран ь Н. Г., Жен д рииский А. П. Эжекторная флотацион-
наЯумашина. Госгортехиздат, 1962.
10.	Беренов Д. И. Дробильное оборудование обогатительных и дро-
бильных фабрик. Металлургиздат, 1958.
11.	Благов И. С., Коткин А. М., Фоменко Т. Г. Гравита-
ционные процессы обогащения. Госгортехиздат, 1962.
12.	БлехманМ. А., Ларионов Л. А. Применение схемы раздель-
ной флотации шламовой и песковой части для медных и медно-цинковых руд.
«Цветные металлы», 1951, № 5.
13.	Богданове. С., Ф о м и н Я. И. Состояние и развитие обогащения
марганцевых руд Чиатурского и Никопольского месторождений. «Обогащение
руд», 1961, № 4.
14.	Богданова 3. С. Флотация оленегорской железной руды анион-
ным собирателем. «Обогащение руд», 1961, № 4.
15.	Б о р ц М. А., Зарубин Л. С. Шнековые осадительные центри-
фуги. Госгортехиздат, 1960.
16.	Брагинский М. Г. Типовые технологические схемы обогащения
углей. Обогащение, брикетирование и коксование угля, сб. АВ 2. ЦИТИ уголь-
ной промышленности, 1961.
17.	БунькоВ. А., Волотковский С. А., ЯнкилевичН. Г.
Автоматизация на обогатительных фабриках. Госгортехиздат, 1961.
18.	Васильев Н. В. Внутрифабричный транспорт и складское хозяй-
ство обогатительных фабрик. Госгортехиздат, 1963.
19.	В е р и г о К. Н. Новое в технике обогащения руд цветных, редких
и благородных металлов за рубежом. ЦИИНЦветмет, 1960.
32 Заказ 760.
498
Л итература
20.	В ери го К. Н. Бесшаровое измельчение. Госгортехиздат, 1962.
21.	Верховский И.М. Основы проектирования и оценки процессов
обогащения полезных ископаемых. Углетехиздат, 1949.
22.	Временные правила техники безопасности и промышленной санитарии
для проектирования, строительства и эксплуатации обогатительных фабрик
цветной металлургии. ЦИИН цветной металлургии, 1959.
23.	Г л е м б о ц к и й В. А., Классен В. И., Плаксин И. Н.
Флотация. Госгортехиздат, 1961.
24.	Гордон Г. М., Пейсахов И. Л. Пылеулавливание и очистка
газов. Металлургиздат, 1958.
25.	Горное дело. Энциклопедический справочник, т. 11. Госгортехиздат,
1960.
26.	Г р е й с у х М. В. Электрооборудование обогатительных и агломера-
ционных фабрик. Металлургиздат, 1960.
27.	Денисов В. Ф. Исследование барботажного пылеулавливания.
Пылеулавливание и очистка газов в цветной металлургии. Сб. ЦИИН цветной
металлургии, 1959.
28.	Деркач В. Г. Магнитное обогащение слабомагнитных руд. Метал-
лургиздат, 1954.
29.	ДеркачВ. Г. О мокрой магнитной сепарации магнетитовых кварци-
тов. «Обогащение руд», 1961, № 4.
30.	Д е р к а ч В. Г., К о п ы ч е в П. А. Специальные методы обогащения
полезных ископаемых. Металлургиздат, 1956.
31.	Деркач В. Г., Никольский Д. А. Особенности зарубежных
фабрик для обогащения магнетитовых руд. Обогатительные фабрики для тонко-
вкрапленных магнетитовых руд США, Канады и Норвегии, вып. 101. Механобр,
1957.
32.	Доклад института «Механобр» на технической конференции в Кривом
Роге «Основные направления проектирования обогатительных фабрик для
железных руд». Механобр, 1961.
33.	Дубинский П. Ф., К о с т и н И. И., М е р к у ш е в Р. П. Транс-
порт промышленных предприятий. Госстройиздат, 1955.
34.	Евдокимов П. Д. Проектирование и эксплуатация хвостовых
хозяйств обогатительных фабрик. Госгортехиздат, 1960.
35.	Евсиович С. Г. Обогащение руд в тяжелых суспензиях. Госгор-
техиздат, 1959.
36.	Евсиович С. Г. Пути улучшения технологии магнетитовых квар-
цитов Кривого Рога. Труды IV научно-технической сессии института «Механобр»,
1961.
37.	3 а и к и н С. А., Кармазин В. И., Ш у п о в Л. П. О применении
бесшаровых мельниц для измельчения железистых кварцитов. «Обогащение руд»,
1961, №6.
38.	3 а р у б и н Л. С., Ш л а у А. В. Фильтрующие центрифуги для обез-
воживания мелкого угля. Госгортехиздат, 1961.
39.	Захваткин В. К. Повышение эффективности капитальных вло-
жений при развитии мощностей по обогащению руд. «Горный журнал», 1963,
№ 1.
40.	Захваткин В.К. Реконструкция и расширение действующих
фабрик — эффективное направление развития мощности по обогащению руд.
«Обогащение руд», 1962, № 5, 6.
41.	Захваткин В. К. Рудоподготовка и ее значение в развитии черной
металлургии. Труды института «Механобр», вып. 109, 1958.
42.	Захваткин В. К., Козловский В. А., Н и к о л ь с к и й Д. А.,
Ушаков М. В. Основные направления в проектировании обогатительных
фабрик цветной металлургии на базе опыта проектирования и строительства
в послевоенное время. Проектирование обогатительных фабрик. Труды инсти-
тута «Механобр», вып. 94. Металлургиздат, 1955.
43.	ЗмичеровскийЭ. Н., ПеровВ. А. Реконструкция и расшире-
ние обогатительных фабрик комбината Апатит. Обогащение и агломерация
Литература
490
полезных ископаемых северо-западных районов СССР, вып. 102, Механ-
обр, 1957.
44.	Зорин А. С. Проектирование хвостового хозяйства обогатительных
фабрик. Госстройиздат, 1960.
45.	Зусманович Я. Т., Золотухин Г. И. Генеральные планы
промышленных площадок. Госстройиздат, 1953.
46.	Инструкция для разработки проектов и смет для промышленного строи-
тельства, СН 202—62. Госстройиздат, 1962.
47.	Исаев И. Н. Параметры и производительность концентрационных
столов. «Обогащение руд», 1959, № 1.
48.	Исаев И. Н. Номограмма для определения производительности
концентрационных столов. «Обогащение руд», 1959, № 6.
49.	Кармазин В. И. Современные методы магнитного обогащения руд
черных металлов. Госгортехиздат, 1962.
50.	Касаткин А. Г. Основные процессы и аппараты химической техно-
логии. Госхимпздат, 1961.
51.	Каталоги газоочистного оборудования треста Газоочистка, № 22А,
23А, 25, 15А, 26. Госхимиздат, 1961.
52.	КачанИ. Н. Промышленные опыты обогащения горной марганцевой
массы нагорий Шукрути и Боникаури Чиатурского месторождения. Труды инсти-
тута «Механобр», вып. 107, 1958.
53.	К в а с к о в А. П. Технологическая характеристика и схемы обогаще-
ния железных руд магнетитового типа. Мехапобр, вып. 105, 1958.
54.	Квасков А. П. Пути усовершенствования технологии обогащения
магнетитовых руд. Труды научпо-исследовательского и проектного института
Уралмеханобр, вып. 4, 1958.
z	55. К о й б а ш В. А., К о р о л ь В. Я. Проектирование углеобогатитель-
ных фабрик. Госгортехиздат, 1962.
56.	КондуковВ. П. Определение размеров промышленных сгустителей
по результатам лабораторных опытов. «Обогащение руд», 1962, № 6.
57.	Константинов В. И. Технологические и компоновочные реше-
ния обогатительных фабрик цветной металлургии, проектируемых «Механобром».
Труды IV научно-технической сессии института «Механобр», 1961.
58.	Костин И. И., Кожемякин Н. А., Рожков К. В. Авто-
матика на Тырны-Аузской фабрике. Труды института «Механобр», вып. 125,
1960.
59.	Кулибин В. А. Подготовка руд к плавке. Металлургиздат, 1952.
60.	Локонов М. Ф. Опробование на обогатительных фабриках. Гос-
гортехиздат, 1961.
|/	61. Л у р ь е М. IO. Выбор типа и мощности сушильных установок для угле-
обогатительных фабрик. Труды государственного проектно-конструкторского
и научно-исследовательского института по обогащению и брикетированию углей,
вып. 21, 1961.
62.	Маковский Н. Д., Р е й н е р А. Г. Размерные ряды флотацион-
ных машин. «Обогащение руд». 1962, № 4.
63.	Маланьин М. П., К ру пенина А. П., Ч еркашинаМ. М.,
Румянцева В. В. Обогащение алмазосодержащих коренных породи песков.
Госгеолтехиздат, 1961.
64.	Марголин И. 3. Обогащение углей и неметаллических ископаемых
в тяжелых суспензиях. Госгортехиздат, 1961.
65.	М а т в е е в И. Н. Сравнение работы реечных и спиральных классифи-
каторов на Кировской обогатительной фабрике. «Горный журнал», 1961, №7.
66.	М и т р о ф а н о в С. И. Селективная флотация. Металлургиздат,
1958.
67.	Мягков М. И. Ковдорская обогатительная фабрика. Обогащение и
агломерация полезных ископаемых северо-западных районов СССР. «Механобр»,
вып. 102, 1957.
68.	М я г к о в М. И. Вопросы проектирования Криворожских обогатитель-
ных фабрик. «Обогащение руд», 1959, № 4 (22).
32*
502
Литература
121.	ШоршерИ. Н. иЛифпяндД. Н. Гравитационное обогащение
шламов и пути повышения извлечения металлов на оловянных и вольфрамовых
фабриках. Труды III научно-технической сессии института «Механобр». Метал-
лургиздат, 1955.
122.	Ю де н и чГ. И. Обогащение тонко-вкрапленных и труднообогатимых
руд. Труды II научно-технической сессии института «Механобр». Металлургиз-
дат, 1952.
123.	Юденич Г. И. Итоги разработки и внедрения в промышленность
технологических схем обогащения руд черных металлов. Труды III научно-
технической сессии института «Механобр». Метаплургиздат, 1955.
124.	Ю д е н и ч Г. И. Обогащение руд черных металлов. Метаплургиздат,
1955.
125.	Asarco’s Mission Copper, «Mining World», vol. 24, N 1, p. 34—37, 1962.
Обогатительная фабрика «Миссион» для медных руд.
126.	В е n z о. n W. Fine Coal cleaning with heavy medium cyclones, «Mi-
ning Congress Journal», vol. 47, N 12, 1961.
Обогащение мелкого угля в суспензионных циклонах.
127.	BollesJohnL. Anaconda’s use of cyclones in a primary grinding
circuit, «Mines magazine», vol. 51, N 2, 1961.
Применение гидроциклонов в первой стадии измельчения на фабрике «Ана-
конда».
128.	Боржовий Мркос. Фабрики для обогащения угля в тяжелых
суспензиях, «Чехословацкая тяжелая промышленность», 1960, № 5.
129.	CrockerBuntingsS. Developments in autogenus grinding, «Mi-
ning Congress Journal», vol. 47, N 7, 1961.
Развитие бесшарового измельчения (самоизмельчения) руд.
130.	Curtis С. Н. The Esperanza Concentrator, «Mining Engineering»,
vol. 13, N 11, 1961.
Обогатительная фабрика «Эсперанца».
131.	Harper Walter G. Present trends in Coal preparation in Great
Britain, «Colliery Guardian», vol. 202, N 5209, p. 193—198, 1961.
Современные направления в обогащении угля в Великобритании.
132.	Heavy medium cyclones wash fines precisely for metallurgical market,
«Coal Age», vol. 66, N 4, 1961.
Применение суспензионных циклонов в обогащении угольной мелочи для
металлургической промышленности.
133.	Meyer G. A., Herman, Entwicklungslinen in der deutschen
Steinkohlenanfbereitung wahrend der letzten einhundert und funfzig Jahre, «Gluc-
kauf», vol. 96, N 20, S. 1248—1256, 1960.
Развитие углеобогащения в Германии за последние сто пятидесяти лет.
134.	Svenningsen А. Р. Chuquicamata Sulphide Plant, «Mining
Engineering, vol. 4, N 12, 1952.
Обогатительная фабрика для сульфидных руд в Чукикамате.
135.	W illiamsF. A. The role of J igs in modern ore dressing. «J. S. Afri-
can Inst. Mining and Metallurgy» vol. 61, N 10, 1961.
Роль отсадки в современном обогащении руд.
136.	Zimmerman Raymond Е. Recent progress in thermal drying
ultra — fine coal, «Mining Congress Journal», vol. 47, N 9, 1961.
Достижения в сушке угольных шламов.
Куз I; •'	.бг :  че
Неуььо-
БИБЛИСJfiRA
Инв. №
IS6 г.
ОПЕЧАТКИ
Стр.	Строка	Напечатано	Должно быть
19	23 сверху	вольфрамовых	вольфрамитовых
30	1 сверху	начиная от точки А'до/)'	на участке А — А’ и Z) — D'
30	ф-ла 6	&Рп + £>Pi fypn ~ Д	&Рп — Ьрп — д
31	табл. 1, графы 11 и 15	Е	е
72	17 сверху	. . . =3,5,	. . . = 3,8,
104	8 сверху	—0,15 .U.W	—0,3 мм
135	8 сверху	е8 =	Е=
136	3 сверху	- • - = Yi — Ую =	•   Ya — Yio =
139	23 сверху	Y =	Ye =
	24 сверху	Yl =	Yt2=	t
189	табл. 30, 3 графа слева 2 строка снизу	Rie —	7?e =
189	табл. 31, 2 графа слева 9 строка снизу	600	6000
	табл. 31,	300	100
	6 графа слева 6 и 7 строка сверху	100	3!»0
262	табл. 58, 1 графа слева, шапка	Я grad	Hgrad n
266	7—8 строка снизу	удаляется 3t2	не удаляется M2	I-
276	5 снизу	т • ч м2	т/ч 2	Ы Л12
276	17 снизу	Т-ч	m/ч	°
479	Приложение 29,	Вибрационная	Вертикальная
	графа 1 справа	шнековая	о t	шнековая
Заказ	760.		1 1 г 1 в
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие
Глава I. Общая часть............................................... 5
§ 1.	Классификация обогатительных фабрик.................. 5
§ 2.	Основные понятия, терминология и условные обозначения	6
§ 3.	Содержание и объем проекта обогатительной фабрики . .	8
§ 4.	Исходные данные для проектирования обогатительной фа-
брики ................................................. 15
§ 5.	Требования к качеству концентратов.................. 18
Глава II. Выбор качественных показателей процесса обогащения ...	22
§ 1.	Методика выбора качественных показателей и схемы обога-
щения ................................................. 22
§ 2.	Определение технологических показателей гравитационного
обогащения по кривым обогатимости...................... 25
§ 3.	Определение минимально допустимого содержания полез-
ного компонента в исходном сырье....................... 38
Глава III. Определение производительности обогатительной фабрики
и отдельных ее цехов ..................	41
§ 1.	Факторы, влияющие на выбор производительности фабрики 41
§ 2.	Расчеты производительности фабрики и ее цехов ....	42
Глава IV. Выбор и расчет технологических схем ..........	48
§ 1.	Выбор	схемы дробления..............................  48
§ 2.	Расчет	схемы дробления.............................. 62
§ 3.	Операции классификации в схемах измельчения ....	80
§ 4.	Схемы	измельчения .................................. 89
§ 5.	Расчет	схем измельчения............................  95
§ 6.	Схемы флотации..................................... 106
§ 7.	Расчет количественных схем флотации................ 124
§ 8.	Схемы обогащения руд черных металлов............... 145
§ 9.	Процессы и схемы обогащения углей.................. 159
§ 10.	Схемы обогащения песков россыпных месторождений . .	171
§ 11.	Схемы обогащения вольфрамовых и оловянных коренных
РУД .................................................. 176
§ 12.	Расчет количественных схем при обогащении гравитаци-
онными и магнитными процессами........................ 181
§ 13.	Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды 184
Глава V. Выбор и технологический расчет основного обогатительного
оборудования .....................	194
§ 1.	Общие принципы выбора и технологического расчета обору-
дования .............................................. 194
§ 2.	Выбор	и	расчет оборудования для дробления ......... 197
§ 3.	Выбор	и	расчет	оборудования для грохочения ........ 206
§ 4.	Выбор	и	расчет	оборудования для измельчения ....	213
§ 5.	Выбор	и	расчет	оборудования для классификации .	.	.	227
504
Оглавление
§ 6.	Выбор и расчет оборудования для обогащения гравитаци-
онными процессами...................................... 240
§	7.	Выбор	и расчет оборудования для промывки...... 253
§	8.	Выбор	и расчет оборудования для флотации...... 257
§	9.	Выбор	и расчет оборудования для магнитного	обогащения	261
§	10.	Выбор и расчет оборудования для обезвоживания	....	266	У
§ И.	Выбор и расчет оборудования для сушки................... 278
§ 12.	Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания . . 287
§ 13.	Выбор и расчет оборудования для отбора и разделки проб 295
§ 14.	Основные положения по выбору емкости бункеров и скла-
дов .................................................... 297
Глава VI. Генеральный план обогатительной фабрики..................... 301
§ 1.	Выбор площадки для строительства фабрики................. 301
§ 2.	Основные схемы размещения оборудования................... 306
§ 3.	Состав обогатительных фабрик и принципы проектирова-
ния генеральных планов . . . •.......................... 310
§ 4.	Хвостовое хозяйство..................................... 324
Глава VII. Размещение оборудования на обогатительной фабрике . .	334
§ 1.	Общие принципы размещения оборудования.................. 334
§ 2.	Уклоны желобов для самотечного транспорта................ 335
§ 3.	Конструктивно-компоновочное решение приемных уст-
ройств и узла первичного дробления..................... 338
§ 4.	Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого
дробления............................................   351
§ 5.	Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации 370
§ 6.	Размещение оборудования в цехах магнитного обогащения 386
§ 7.	Размещение оборудования на гравитационных фабриках 390
§ 8.	Размещение оборудования в сгустительном, фильтроваль-
ном и сушильном цехах.................................. 394
§ 9.	Подъемно-транспортные устройства......................... 400
§ 10.	Производственный дренаж полов в корпусах обогатитель-
ной фабрики............................................ 404
§ 11.	Хранение и отгрузка концентрата............. . . 'Юб
§ 12.	Автоматический контроль и регулирование техноло'гиче-
ских процессов......................................... 415
§ 13.	Вспомогательные службы ................................. 417
§ 14.	Промышленная санитария и правила безопасности . . .	427
Глава VIII. Основные положения по разработке сметной и технико-эко-
номической частей проекта .............	440
§ 1.	Объем и содержание сметной части проекта................ 440
§ 2.	Классификация производственных затрат, методика их ис-
числения, распределение затрат по статьям сметной каль- **i
купяции ......	......................... 442
Приложения ...	....	....	447
Литература .	. .	.....	497